1.4 Тектонічна порушеність

В межах кар’єрного поля розташовані Саксаганська синклиналь Саксаганська антиклиналь , погіршені Саксаганським надвигом , який проходить майже паралельно простяганню копалин . Він приєднаний до шару тальків і представлений полосою роздроблених порід міцністю 1-8 метрів .

Крім того , поле кар’єру перехрещується західною зоною Сакса –ганського надвигу, діагональним здвигом і рядом поперечних порушень . Західна зона Саксаганського надвигу проходить по межі між середньою і верхньою світами .

Діагональний здвиг відходить від Саксаганського надвигу на території шахти «Большевик» і за межами кар’єру з’єднується з східним надвигом . Кут падіння тут 55 – 70⁰ .

Всі малі поперечні розломи , зустрічаються на кар’єрі , є вертикальним.

Породи розбиті системою тріщин на структурні блоки. Згідно з дослідженнями в полі кар’єру виділяють наступні системи тріщин.(див. таблиці №1.5 ) .

Найбільш вираженим у всіх породах система поперечних тріщин . зворотнього падіння і діагональна система зустрічаються в основному в роговиках і джеспілітами.

Таблиця 1.5 Характеристика тріщин порід поля кар’єру №1 ВАТ «ЦГЗК»

№п/п	Система тріщин	Відстань між тріщи нами ,м	Кут падіння, 0	Азимут простя гання тріщин, 0
1	2	3	4	5
1	Поперечна	0,1 - 0,8	73	321
2	Зворотнього падіння	0,1 – 0,6	51	30
3	Діагональна	0,05 – 0,7	65	130
4	Поперечна	0,1 – 0,5	83	143

II гірнична частина

2.1 Розкриття родовища

Розкриті родовища в контурах кар’єру №1 до відмітки + 65 метр здійсненні західною і південною траншеями зовнішнього закладання з похилом 30 %₀ , та допоміжними автоз’їздом з похилом 60–30%₀ горизонтів , які нижче горизонту + 65 метрів. Схема розташування автодоріг і залізничних колій при розкритті кар’єру №1. Схема розташування автодоріг і залізничних колій при розкритті кар’єру №1 ПАТ « ЦГЗКа»

Крім побудованих траншей робочих горизонти кар’єру у процесі експлуатації, по мірі потрібності, додатково розкривають допоміжними і тимчасовими автомобільними та залізничними дорогами. Найбільший похил автомобільних траншей 8 %₀ , залізничних траншей – 30 %₀ . Відповідно з затвердженим проектом розширення 1 ПАТ «ЦГЗКа»

(рис 2.1.) комбінату в кар’єрі №1 для видачі скелевої гірничої маси з глибини нижче 220 метрів було передбачене застосування циклічно – поточної технології. Для цього в західному борті кар’єру був побудований і введений в експлуатацію у грудні 1984 році перший комплекс ЦПТ , який складається із похилого стовбуру , конвеєрної штольні та концентрального горизонту (-134 метр) .

Рис. 2.1- Схема розташування автодоріг і залізничних колій

2.2 Система розробки родовища Глеюватського кар’єру пат цгзк

В сучасний час розробка родовища виконується способом під поверхової розробки зверху вниз з доступною шириною робочої площадки 50–60 метрів з використанням одноківшевим екскаваторів для навантаження автомобільно–конвейєрно–залізничного транспорту з послідовою доставкою пустих порід в відвали і руди на фабрику .

Для умов кар’єру №1 висота уступів по розробці пустих порід прийнята - 10 метрів , по скельних породах до горизонту (-110 метр) – 15 метрів , нижче горизонту (-110 метр) – 12 метрів , які відповідають робочим параметрам використовуючих екскаваторів ЕКГ – 8І і ЕКГ – 5А

2- й черзі поглиблення кар’єру ведеться як і в 1-й черзі способом поетапної розробки. Першим (перехідним) етапом гірничої виробки виконуються до (-206) метр. Другим - розкриття і відробку запасів рудничних горизонтів .

Для продуктивності гірничих робіт існуюче гірниче обладнання. Режим роботи кар’єру 357*12*2. Для максимального вивозу гірничої маси з кар’єру залізно дорожнім транспортом, безпосередньо з вибою передбачений перехід на електричну тягу, що дає змогу завести залізничний транспорт на горизонти до відмітки ( -206) метр.

Розробка родовища проводиться пошарово униз з використанням екскаваторів для навантаження у автосамоскиди та думпкари і транспортування пустих порід у відвали, а руди на ПДК. Звідки вона відвантажується на РЗФ.

В наслідок значної глибини залягання родовища, при відпрацюванні нижніх уступів використовують автотранспорт , а при відпрацюванні верхніх - залізничний транспорт .

Визначення параметрів елементів системи розробки:

Ширина екскаваторної заходки :

А = ( 1,5 – 1,7 )* Rz.y. , (2.1)

де Rч.y. – радіус черпання екскаватора, м. .

При залізничному транспорті для скорочення кількості переміщення путей екскаваторного забою А = ( 1,5 – 1,7 )* Rч.y., метр; для екскаватора ЕКГ -8І Rч.y.= 11,7 м. , тоді А = 1,5 * 11,7 = 17,55 м.

Ширина екскаваторної заходки при автомобільному транспорті зменшується до А = ( 0,5 – 1,0 ) * Rч.y. , м. ; тоді А = 0,5 * 11,7 = 5,34 м.

При розробці м’яких порід мінімальна ширина робочої площадки визначається за формулою :

B min = A + C + T + Z , ( 2.2 )

де А – ширина екскаваторної заходки , м. ;

С – безпечна відстань між обкосом уступу та транспортною смугою складає: С = 2 – 2,5 ;

Т – ширина транспортної смуги , м. при одноколійному рейковому шляху закладається 3 м., а при двухколійному - 7,5 -15 м. .

Z – ширина призми безпеки , м. ; визначається за формулою :

Z = H ( ctg - ctg ) ( 2.3 )

де - кут природного відкосу , = 50⁰ ;

- кут відкосу уступу , = 60⁰ ;

Н – висота уступу , Н = 15 метрів .

Z = 15 * ( 0,839099 – 0,573498 ) = 4 м.

B min = 17,55 + 2,5 + 8 + 4 = 32 м.

Мінімальна ширина робочої площадки при розробці скельних порід :

B min = A_б + C + T + Z + R , ( 2.4 )

де А_б – ширина бурового блоку , м. .

Ширину чотирьохрядного бурової заходки приймаємо 18 – 40 метрів,

R – ширина розвалу зовнішніх порід визначаємо з умов :

R = ( 1,5 – 3,0 ) * Н , ( 2.5 )

При висоті уступу Н = 15, метрів , R = 1,5* 15 = 20 метрів .

B min = 18 + 2,5 + 12 + 4 + 3 = 40 метрів .

Нормальна ширина робочої площадки при розробці пухких, або скельних порід повинна мати значення , більше за ширину мінімальної площадки або дорівнювати їй.

При розробці покривних порід ширина нормальної робочої площадки визначається з умов розміщення на ній екскаватора, транспортної смуги , ліній електропередач та завжди повинна задовольнити вимозі – В_н B min.

Згідно з нормами технологічного проектування для умов кар’єрів НКГЗа B min = 30 метрів .

Тоді В_н визначається з формули :

В_н = B min + , ( 2.6 )

де А_р – виробнича потужність кар’єра по руді ;

К – коефіцієнт резерву підготовлених до виймання порід . К = 0,34 ;

L_ф - фронт робіт в кар’єрі ( 12900 м. )

Н – висота уступу , Н = 15 м.

Тоді В_н = м.

Довжина екскаваторного блоку складатиме :

, ( 2.7 )

де Q _{екскв .}- місячна потужність екскаватора , м³/міс. ;

Q _екскв = 12 0000 м³/міс,

K – час забезпечення екскаватора подрібненою гірською масою. К = 1,5.

b – відстань між рядами свердловини , м. ; b = 8 метрів ,

n - кількість одночасно підриваємих рядів , п = 4 .

L_б = = 353 м.

Приймаємо довжину блоку 350 метрів .

Визначаємо загальну довжину фронту робіт на кар’єрі . Він складається із фронту робіт по руді та фронту робіт по розкривним породам.

Довжина рудного фронту робіт :

L^р_ф = , (2. 8)

де а – ширина вибухової полоси , м. ;

п – кількість екскаваторних блоків ;

t_в – коефіцієнт резерву , міс. .

L^р_ф = = 5,8 км.

Довжина фронту робіт по розривним породам :

L^в_ф = = 7,18 км.

Загальний фронт робіт у кар’єрі складатиме 8,5 кілометрів .

Розглянемо динаміку ведення гірничих робіт , що складається з швидкостей просування гірничих порід та поглиблення дна кар’єру :

І_р = , ( 2.9 )

І_р = = 92 м/рік.

Швидкість поглиблення кар’єру :

Н_в = , ( 2.10 )

Н_в = = 7,5 м/рік .

Вибір виймально – навантажувального обладнання з широким діапазоном їх технологічних експлуатаційних якостей.

На практиці відкритих робіт використовують різноманітні види виймально - навантажувального обладнання з широким діапазоном їх технологічних експлуатаційних якостей .

При виборі оптимального виймально - навантажувального обладнання виходять з умов : виробничої потужності кар’єру фізико-механічних властивостей порід , що складають виробничий простір кар’єру і характеру виїмки , способу підготовки до виймання гірських порід , системи розробки її параметрів та ін. .

Виходячи з умов , що всі вище переховані умови будуть дотримані приймаємо екскаватор марки ЕКГ – 8І. .

Розрахуємо продуктивність екскаватора за формулою :

Q_ем = , (2.11 )

де Е – ємність ковша , м³ . Приймаємо 8 м³.

t_ц – час циклу екскаватора . Приймаємо наступні значення : по

наносах – 34,7 сек. ; по скельним породам - 56,9 сек. ; по руді

58,2 сек. ;

К_ц – коефіцієнт наповнення ковшу екскаватора . Приймаємо для різних умов роботи такі значення : по наносах – 0,91 ; по скалі –

0,75 ; по руді – 0,75 ;

К_р – коефіцієнт розпушення породи в ковші екскаватора . Приймаємо

в залежності від властивостей розробляємих порід наступні значення: по наносам – 1,35 ; по скалі – 1,5 ; по руді – 1,5;

К_и – коефіцієнт використання обладнання (екскаватора) у часі, приймаємо: по наносам – 0,5; по скалі – 0,6 ; по руді – 0,6 ;

Т - час зміни .

Зміна продуктивності екскаватора складатиме :

• по наносам

Q_см = = 3356,77 м³/см..

по скалі

Q_см = = 1822,14 м³/см.

по руді

Q_см = = 1760,27 м³/см.

Річна продуктивність екскаватора складатиме :

Q_р = Q_см * п , ( 2.12 )

де п – кількість змін на рік . Приймаємо 720 змін на рік .

по наносам

Q_р = 3356,77 * 720 = 2416874,4 м³/см.

по скалі

Q_р = 1822,14 * 720 = 1311940,4 м³/см.

по руді

Q_р = 1760,27 * 720 = 1267394,4 м³/см.

Визначаємо необхідну кількість виймально–навантажувального обладнання :

N_э = , ( 2.13)

по розкривним породам

N_э = = 5,04 шт.

Приймаємо 5 екскаваторів .

по руді

N_э = = 7,86 шт.

Приймаємо 8 екскаваторів .