Обоснование параметров технологической схемы отработки пласта, осложненного пликативным нарушением на разрезе Березовский Кемеровской области

0

Дипломный проект

Обоснование параметров технологической схемы отработки пласта, осложненного пликативным нарушением на разрезе Березовский Кемеровской области

Содержание

Введение

  1. Геологическое строение карьерного поля

1.1. Общее положения

1.2. Геологическая  характеристика  месторождения

1.3. Горно-геологические условия разработки

  1. Границы и запасы карьерного поля
  2. Режим работы предприятия
  3. Производственная мощность и срок службы карьера

4.1. Горно-геометрический анализ

4.2. Производственная мощность и срок службы карьера

4.3 Календарный план

  1. Обоснование системы разработки
  2. Вскрытие и порядок отработки карьерного поля
  3. Выбор и эксплуатация горного оборудования

7.1 Используемое горнотранспортное оборудование

7.2 Производительность горнотранспортного оборудования

7.3 Расчет и построение годового графика ремонтов

  1. Параметры технологических процессов

8.1. Подготовка горных пород к выемке

8.2. Выемочно-погрузочные работы

8.3. Перемещение карьерных грузов

8.4. Отвалообразование

  1. Вспомогательные работы
  2. Электроснабжение карьера
  3. Охрана труда и промышленная безопасность
  4. Охрана окружающей среды
  5. Генеральный план и технологический комплекс на поверхности
  6. Специальная часть. Обоснование параметров технологической схемы отработки пласта, осложненного пликативным нарушением

14.1 Особенности ведения горных работ в угленасыщенной   зоне разреза

14.2 Выбор и обоснование наиболее экономически выгодного экскавационного оборудования для отработки свиты маломощных пластов и междупластья

14.3 Выбор технологической схемы отработки свиты пластов угля

14.4 Подготовка междупластия к выемке

14.5 Определение величины нормативных потерь угля при ведение экскавационных работ по схемам № 1; 2; 3

  1. Экономическая часть
  2. Инженерно-технические мероприятия гражданской обороны

Список литературы 

 

Введение

 

Увеличение добычи угля открытым способом из сложных и маломощных угольных пластов приводит к значительным его по­терям, которые в настоящее время исчисляются миллионами тонн. Поэтому проблема снижения потерь угля, добываемого в сложных горно-геологических условиях, весьма актуальна, что видно на примере разработки месторождений Кузбасса. В Куз­бассе в пластах малой и средней мощности сосредоточено до 50% запасов высококачественных энергетических и коксующихся углей, при разработке которых потери достигают 15-20% и более.

На основании анализа структуры запасов угля по интервалам мощности пластов установлено, что основные запасы сосредоточены в мощных пластах и по месторождениям централь­ных районов Кузбасса составляют 50-60%, а по отдельным раз­резам- 70% от общих. Запасы в пластах средней мощности (5-10 м) составляют примерно 20%, в пластах малой мощности (1-5 м) сосредоточено около 25%, а по отдельным разрезам более 25%. Потери угля возникают в основном в результате применения техники и технологии, не соответствующих горно-геологическим условиям разрабатываемого месторождения. Это приводит к оставлению более мощного слоя угля на контактах с породой, в зонах геологических нарушений, повышению минимальной мощ­ности разрабатываемых пластов, разубоживанию угля при веде­нии взрывных работ и т. д. Большое значение при разработке маломощных и сложных пластов имеет повышение качества добываемого угля, поскольку от этого зависят производительность труда рабочих и снижение затрат в смежных отраслях народного хозяйства.

Для снижения потерь и уменьшения зольности угля проектом предлагается выбор нового выемочно-погрузочного оборудования при работе в сложных условиях (селективная выемка свиты пластов), и наиболее экономически выгодной схемы выемки угля.

Таким образом, проблема снижения потерь и улучшения каче­ства добываемого угля приобретает важное народнохозяйствен­ное значение. Поэтому в дальнейшем эффективность принятой технологии и механизации открытой разработки угольных место­рождений со сложными и маломощными пластами должна оцени­ваться с учетом допускаемых потерь и качества добываемого угля.

 

 

 

  1. ГЕОЛОГИЧЕСКОЕ СТРОЕНИЕ КАРЬЕРНОГО ПОЛЯ

 

1.1. Общее положения

 

Участок ОГР № 2 разреза «Березовский» находится на поле ликвидированной шахты «Северный Маганак», и расположен в юго-восточной части  Прокопьевско-Киселевского  геолого-экономического  района Кузбасса, участок административно относится к г. Прокопьевску. 

Непосредственно к северной границе примыкает  поселок Ясная поляна и частично расположенный на поле шахты, поселок Северный Маганак. Подъездной железнодорожный пункт шахты примыкает к железнодорожной магистрали Новосибирск-Новокузнецк у станции «Зеньково». Кроме того на территории поля находятся шоссейные и грунтовые дороги.

Шахтное поле представляет собой часть широкой и пологой  депрессии - древней долины р. Маганак с резко выделяющейся на левом берегу возвышенностью, вершиной которой является гора Караул, с отметкой + 412м.

В настоящее время рельеф поверхности шахты сильно нарушен. В северной части поля имеют место проседания поверхности, в южной части рельеф нарушен, вследствие, интенсивного ведения  открытых горных работ по разработке пластов Мощного и Горелого.

Основной водоток - река Маганак, отведена за пределы шахтного поля. Водный режим реки непостоянный. Зимой река Маганак промерзает. Климат района резко континентальный. Холодная зима длится 6 месяцев. Мощность снежного покрова, в зависимости от рельефа местности, колеблется от 0,3-0,5 до 2,0 -2,5 м.

Глубина промерзания почвы зависит от мощности снежного покрова и достигает от 0,5 до 2,5 м.

Средняя дата образования устойчивого снежного покрова - 3 октября, средняя дата схода снежного покрова - 30 апреля. Средняя минимальная температура самого холодного месяца (январь) -21,1°С. Средняя максимальная температура самого тёплого месяца (июль) +24,9°С. Господствующими для района являются ветра южного и юго-западного направления с максимальной скоростью 17-24 м/с.

 

1.2. Геологическая  характеристика  месторождения

 

1.2.1. Стратиграфия  и  литология

 

Поле участка  приурочено к Маганакской антиклинали - основному структурному элементу. Естественными границами его по площади и на глубину являются: на севере - кровля пласта VI Внутреннего; на западе - осевая плоскость Маганакской антиклинали, кровля пласта Горелого и нарушение J; на востоке - нарушения К и N; на юге границей является условная линия, проходящая по барьерному целику с ликвидированной шахтой «Красный Углекоп». Нижняя граница - горизонт +50 м.

Угленосные отложения поля шахты относятся к ишановской(P1is) и кемеровской(P1kr) свитам верхнебалахонской подсерии(P1bl2) балахонской серии(C1-P1bl) нижней перми(P1). Их перекрывает безугольная кузнецкая  подсерия(P2kz)  кольчугинской(P2kl) серии верхней  перми(P2).

Ишановская свита (P1is) имеет незначительное распространение в юго-западной части поля, где вскрыт только ее верхний интервал мощностью 83 м, включающий три пласта: Безымянный I, Безымянный II и Проводник Мощного. Несмотря на значительную (13,4%) общую угленосность этого интервала, запасы подсчитывались только по одному пласту Безымянному II, который отрабатывался шахтой. По остальным пластам они не подсчитывались из-за сложных тектонических условий залегания. В составе свиты преобладают песчаники.

Кемеровская свита (P1kr) вскрыта и изучена на полную мощность по результатам горных и разведочных работ, имеет распространение на всех тектонических структурах. Свита включает 19 угольных пластов (снизу вверх): Мощный,  Прокопьевский I,  Прокопьевский II,  Подлутугинский,  Лутугинский, Горелый, Надгорелый, Проводник Характерно­го, Характерный, Спутник Характерного, I Внутренний, II Внутренний, III Внутренний, IV Внутренний, IV Внутренний, Проводник IV Внутреннего, V Внутренний, VI Внут­ренний, VII Внутренний.

Угольные пласты имеют различную мощность и выдержанность. Разрабатыва­лись наиболее выдержанные пласты - Мощный, Подлутугинский, Лутугинский, Горелый, Характерный, I, II, III, IV Внутренние, Проводник IV Внутреннего и VI Внутренний.

Остальные пласты невыдержанные. Так, пласты Спутник Характерного, Проводник Харак­терного и Надгорелый прослеживаются только в лежачем крыле нарушения «К», имеют невыдержанную мощность, местами выклиниваются. Пласт VII Внутренний имеет ограниченное локальное распространение за счет обширных площадей выклинивания; пласт V Внутренний в лежачем крыле нарушения «К» размыт, а пласт IVбис Внутренний характеризуется невыдержанной мощностью и очень сложным строением.

Маркирующими горизонтами являются самые мощные пласты свиты - Мощный и Горелый (соответственно 13,80 и 10,80 м), слой гравелитовых песчаников в кровле пласта Характерного, а также взаимное расположение групп сближенных пластов в верхней части разреза. Литологический состав свиты отличается преобладанием в нижней части разреза песчаников, а в средней и верхней частях - алевролитов.

Нижняя граница свиты проводится по почве пласта Мощного, верхняя - в 90-100 м выше кровли пласта VI Внутреннего - по фаунистически охарактеризованным слоям куз­нецких песчаников. В этих границах мощность свиты составляет 412 м, общая угленос­ность достигает 16,5%.

Кузнецкая подсерия (P2kz) довольно широко развита в северной части шахтного по­ля. Нижний интервал ее вскрыт скважинами перспективной оценки глубоких горизонтов, а также главным и диагонально-сбоечным квершлагами. Подсерия непродуктивная. Породы характеризуются преобладанием глинистых разностей.

Коренные породы перекрыты рыхлыми четвертичными отложениями мощностью от 1,0 до 65,0 м. Наибольшие мощности их наблюдаются в северной и западной частях поля шахты, где развиты отложения древней долины р. Маганак, представленные суглинками и глинами с включением  слабоокатанной  гальки коренных пород.

 

1.2.2.Тектоника  карьерного  поля

 

Поле разреза находится на восточной окраине Прокопьевской подзоны Присалаирской зоны линейных складок и разрывов, граничащей с более молодыми отложениями  Кузнецкой  подсерии верхнепермского возраста. Прокопьевская подзона представляет узкую, вытянутую в северо-западном направлении полосу угленосных отложений, собран­ных в продольные линейные складки, осложненные рядом также продольных крупных взбросов юго-западного падения, разделяющих толщу на несколько тектонических бло­ков большой протяженности, чешуеобразно надвинутых друг на друга. Образование тектонических структур Прокопьевской подзоны происходило в основном за счет давления со стороны Салаирского кряжа.

Общий тектонический фон поля шахты создают Маганакская антиклиналь, осложненная дополнительными складками, и крупные региональные разрывы J, К и N. Поле шахты представляет собой два обособленных блока, претерпевших значительные текто­нические напряжения, связанные с формированием этих крупных разрывов, что выразилось в наличии большого количества различно ориентированных разноамплитудных на­рушений.

Маганакская антиклиналь является основной линейной пликативной структурой. Простирание осевой поверхности изменяется от 320 до 350°, ориентировка ее по отноше­нию к простиранию толщи - продольная, падение на запад под углом 63-90°. Южнее XII разведочной линии замок складки острый (70-75°), а севернее - тупой (100-110°), шарнир ее погружается на север. Угол погружения составляет 0-8° южнее XII разведочной линии и 16-38° - севернее ее.

Ось складки прослеживается на протяжении 3 км на описываемом участке и 300 м - на поле шахты «Красный Углекоп». Далее на юг, имеет развитие только ее запад­ное крыло. Складка асимметричная, с крутым падением восточного крыла и более поло­гим - западного. В восточном крыле углы падения пластов в среднем составляют 53° в висячем крыле нарушения К и 66° - в лежачем; в западном крыле антиклинали - соответ­ственно 50° и 45°. Крылья Маганакской антиклинали осложнены дополнительными складками: западное крыло в южной части поля шахты - антиклиналью В и синклина­лью Г, восточное крыло в северной части -1 и II Караульными синклиналями и Карауль­ной антиклиналью между ними.

 Караульная синклиналь имеет сложную конфигурацию осевой линии в горизонтальном сечении. Простирание осевой поверхности в северной части шахтного поля составляет 326-340°. Угол складки тупой - более 100°. Кара­ульная синклиналь переходит в очень пологую мульду. Южнее шарнир складки ундулирует, а севернее - под углом 36° круто погружается на север.

Углы падения пластов на восточном крыле составляют в среднем 45°, на верхних горизонтах в интервале залегания пластов I, II, III Внутренних горными работами выявлен дополнительный очень пологий антиклинальный перегиб.

Нарушение К является основным крупноамплитудным разрывом ти­па прямого надвига регионального значения со стратиграфической амплитудой 700 м. Формирование разрыва происходило до проявления складчатости.

Древний возраст на­рушения К подтверждается тем, что оно разорвано более молодым дизъюнктивом J. Пликатогенный характер нарушения отчетливо проявляется в складчатой форме сместителя в северной части поля, где плоскость его собрана в две пологие мульды, соответствующие I и II Караульным синклиналям и Маганакской антиклинали. Это подтверждается горны­ми работами и многочисленными скважинами. Сместитель нарушения К сопровождается зоной дробления, представленной перемятыми раздробленными породами с обрывками отдельных угольных пластов, с резко меняющимися мощностями и углами падения. Ши­рина ее изменяется от 24 до 104 м.

Нарушение J, являющееся местами западной естественной границей участка, отко­сится также к крупным разрывам регионального значения и прослеживается по всем шахтным полям, расположенным в восточной части Прокопьевского месторождения. Форма нарушения - согласный взброс. Очень детально нарушение изучено на поле шахты «Центральная».

Нарушение N - крупный несогласный взброс. Имеет развитие только в лежачем крыле пликатогенного  разрыва К. Возраст  дизъюнктива  предположи­тельно принят постскладчатым. В южной части поля стратиграфическая амплитуда его составляет около 300 м, падение западное, угол падения 40-87°. Протяженность наруше­ния в пределах поля шахты составляет 1900 м, далее к югу оно прослеживается на сосед­ней шахте «Красный Углекоп».

Особенно интенсивное развитие малоамплитудной  нарушенностн пластов проявляется в зонах влияния региональных разрывов J, К, N. Ширина этих зон, рассчитанных по фор­муле, предложенной ВНИМИ для Прокопьевско-Киселевского района (17), составляет для пликатогенного разрыва «К» (амплитудой 700 м) 360 м. Несколько меньшими разме­рами (250-300 м) характеризуются зоны влияния крупных разрывов J и N. В южной части шахтного поля расстояние между указанными нарушениями уменьшается, в связи с этим образуется наложение их зон влияния друг на друга, что вызывает резкое увеличение про­явлений малоамплитудной нарушенности.

Зоны повышения нарушенности выделяются также в замковых частях складок.

Отмечается некоторая закономерность в распространении тех или иных форм разры­вов малой амплитуды - это так называемая структурная асимметрия складок, выражаю­щаяся в том, что на противоположных крыльях складок имеют место различные по форме разрывы. Так, на западном крыле  Маганакской  антиклинали преимущественное развитие получили согласные взбросы, взбросо- сдвиги и сдвиги, а на восточном крыле - несогласные  взбросы.

Кроме перечисленных форм мелких разрывов, на поле шахты имеет место проявле­ние малоамплитудной нарушенности, выраженной в виде серии послойных подвижек и микровзбросов, не выходящих за пределы одного угольного пласта. В результате таких подвижек сплошность пласта не нарушается, но образуются пачки мятого угля и нередко меняется мощность пласта. Ни одна из этих подвижек не затрагивает кровли и почвы пла­ста, но вся эта система «приподнимает» его, увеличивая тем самым мощность. Это явле­ние широко распространено по всем пластам описываемого шахтного поля, но выявляется только в процессе эксплуатации.

Наиболее дислоцированным участком в пределах шахтного поля является восточное крыло Маганакской антиклинали в лежачем крыле дизъюнктива К.

 

1.2.3 Гидрогеологические условия

 

Гидрогеологические условия карьерного  поля, в пределах которого расположен рассматриваемый участок, весьма простые. Практически весь участок расположен в пределах охранного целика под промплощадку шахты, подработанного со всех сторон горными работами ранее погашенных горизонтов шахты «Северный Маганак», поэтому запасы подземных вод сдренированы в горные выработки. Притоки ливневых и паводковых вод за счет наличия провалов в пределах шахтного поля и высокой трещиноватости массива, подработанного горными выработками по пласту, также дренируют в выработанное пространство.

Суточный приток дождевых вод составляет 1792-3734 м3/сут.

Годовой оббьем поверхности стока:

-талые  44,30 тыс.м3            -дождевые 39,2 тыс.м3

По данным химических анализов проб воды, отобранных из скважин, пройденных на первых стадиях разведки, подземные воды угленосных отложений в зоне интенсивного водообмена являются гидрокарбонатными кальциевыми или кальциево – магниевыми с минерализацией 0,3 – 0,6 г/дм3. при увеличении глубины залегания подземных вод наблюдается изменение их составов, причём увеличивается содержание натрия и при минерализации свыше 1 г/дм3 он становиться доминирующем среди катионов. Такой состав вод характерен для зоны замедленного водообмена, т.е. на глубинах свыше 100 – 120 м от поверхности.в анионной части их состава преобладающим является гидрокарбонатный ион, содержание которого составляет 82 – 98 мг/экв. Сульфат – ион и хлор – ион имеют подчиненное значение, и содержание их обычно не превышает первого десятка мг/дм3.

Среди катионов содержание кальция изменяется от 10 – 114 мг/дм3, магния от 4 – 84 мг/дм3 и натрия от 100 - 275 мг/дм3.

По концентрации водоносных ионов воды являются слабо щелочными, pH вод изменяется от 7,8 – 8,4.

По данным химических анализов подземные воды шахтного поля не обладают агрессивными свойствами, а также относятся к некоррозирующим.

В процессе разработки угольных месторождений нарушается естественный гидрохимический режим подземных вод. Наличие среди осадочных отложений пирита и соединений серы в угольных пластах, способных к окислению, предопределяет их растворение при инфильтрации атмосферных вод и увеличение в подземных водах сульфатов.

Угленосные отложения карьерного поля имеют сложную тектонику, в результате которой породы смяты в крутые складки с серией крупных и мелких тектонических нарушений. Вследствие этого весь комплекс пород, включающими пласты угля, разбит трещинами. В угленосных отложениях месторождения установлено наличие двух генетических групп трещин: нормально – секущие и косо – секущие.

Изучение трещиноватости месторождения показывает, что наиболее трещиноватые породы распространены до глубины 100 – 120 м, причём с наличием открытых трещин до глубины 60 – 80 м.

Вышеперечисленные литологические особенности не способствуют накоплению и циркуляции подземных вод, а тем более образованию отдельных водоносных горизонтов. Поэтому обводненность горных пород в целом незначительна.

 

1.2.4. Характеристика угольных  пластов

 

Угленосность поля шахты изучена по разведочным и эксплуатационным выработкам. Рабочая угленосность связана с отложениями кемеровской свиты и составляет 16,5 %. Всего в разрезе 22 угольных пласта, из которых 12 разрабатывались ранее подземным или открытым способом.  Угленасыщенность разреза довольно высокая, но сильная текто­ническая нарушенность значительно затрудняет и сдерживает ведение горных  работ.

По мощности пласты относятся, в основном, к двум группам: средней мощности (1,3-3,5 м) - VI Внутренний, Проводник IV Внутреннего, II и I Внутренние, Спутник Ха­рактерного, Характерный, Надгорелый, Прокопьевский II; и мощных - (3,5-15 м) - IV Внутренний, III Внутренний, Горелый, Лутугинский, Подлутугинский, Мощный, Безымянный II и Безымянный I. Группа топких пластов рабочей мощности на поле шахты отсутствует,  но по отдельным пластам - V Внутреннему, IVБИС Внутреннему и Проводнику Характерного выделяются незначительные по площади участки с мощностью 0,5-1,3 м, запасы которых частично отнесены к забалансовым или исключены из подсчета.

В строении пластов Проводника  IV Внутреннего, IV, III Внутренних, Горелого, Подлутугинского, Мощного и Безымянного II участвуют 1-3 породных прослоя, поэтому они отнесены к группе сложных. Простое строение имеют пласты VII Внутренний и Проводник Мощного. Преимущественно простое строение имеют пласты VI Внутрен­ний, V Внутренний, II Внутренний, I Внутренний и Спутник Характерного.  По  степени выдержанности мощности и строения, пласты VI Внутренний и III Внутренний относятся к выдержанным; Проводник IV Внутреннего, II Внутренний, Характерный, Подлутугинский к относительно выдержанным; VII Внутренний, V Внутренний, Внутренний, Спутник Характерного, Проводник Характерного, Надгорелый, Прокопьевские I и II, Проводник Мощного - к невыдержанным.

Сведения о площадях распространения рабочих пластов, строении, пределах колебания мощности и ее средних значениях приведены в таблице 2.1

Пласты III и IV внутренние являются наиболее ценными пластами, как по качеству угля, так и по мощности. К настоящему времени до горизонта +150 м пласты почти полностью отработаны как в висячем, так и в лежачем крыльях крушения К.

Пласт VI Внутренний имеет распространение во всех структурах, характеризуется преимущественно простым строением и выдержанной мощностью (2,40-3,50 м), незначительное уменьшение мощности (0,11 м) отмечается в лежачем крыле нарушения К. Пласт полностью отработан на горизонте +150 м наиболее приемлемой для условий шахты системой разработки – длинные столбы по простиранию с обрушением кровли (ДСО-лава).

Пласт Проводник IV Внутреннего на верхнем горизонте почти полностью отработан во всех структурах. Характерным для пласта является выдержанность строения и мощности. Он состоит, в основном, из двух угольных пачек мощностью 0,55-0,60 м каждая, разделенных выдержанным прослоем углистого аргиллита или алевролита мощностью 0,15-0,20 м. Местами в нижней угольной пачке отмечается прослой углистого аргиллита мощностью 0,05-0,10 м, а в почве – пачка мятого угля. Мощность пласта в северной части составляет 1,40-1,85 м, в южной – 1,20-1,80 м.

Пласты III и IV Внутренние к настоящему времени почти полностью  отработаны как в висячем, так и в лежачем крыльях нарушения К до горизонта +150 м. Пласты сложены полублестящим углем средней крепости. Повсеместно они имеют сложное строение, содержат невыдержанные прослойки углистого аргиллита и оолитового железняка мощностью до 0,40 м. В кровле и почве наблюдаются мятые пачки бесструктурного угля мощностью 0,3-0,2 м. Мощность пласта IV Внутреннего в северной части поля на 0,21 м выше, чем в южной и составляет 5,15-8,35 м. Мощность пласта III Внутреннего составляет 4,91-7,04 м, уменьшение мощности на 0,65 м наблюдается в висячем крыле нарушения К (5,30-5,65 м), по сравнению с лежачим (6,40-7,04 м). Кровля пласта IV Внутреннего устойчивая, а III Внутреннего – местами слабоустойчивая, в связи с чем при одинаковой для обоих пластов системе разработки – двумя наклонными слоями с обрушением – при отработке III Внутреннего практиковалось оставление в кровле предохранительной пачки крепкого угля мощностью 0,30 м.

Пласты I и II Внутренние имеют почти одинаковые мощности (соответственно 2,67-4,33 м и 2,99-4,98 м) и простое, редко сложное строение за счет появления в средней части тонких невыдержанных прослоев и линз алевролита или углистого аргиллита. Пласт II Внутренний относительно выдержанный, по нему отмечена значительная разница (0,67 м) в значениях мощности по крыльям: в висячем крыле нарушения К она составляет 3,20-3,76 м, в лежачем - 3J 2-4.98 м.  Пласты сложены полублестящим углем средней крепости, в кровле и почве имеются пачки  мятого  угля  мощностью  от  0,1  до  0,5 м. Почва представлена аргиллитами или алевролитами слаботрещиноватыми средней крепости.

Пласт Характерный. В висячем крыле нарушения К пласт хорошо изучен по данным горных работ и разведочного бурения. Запасы его полностью отработаны лавами до горизонта +150 м. На всей площади распространения он имеет относительно выдержанную мощность (1,50-3,42 м) и, в основном, простое строение, сложен полублестящим углем с мятой пачкой в почве мощностью до 1,2 м. Кровля пласта Характерного в висячем крыле нарушения К и Спутника Характерного в лежачем представлена повсеместно слаботрещиноватым крепким песчаником, иногда с прослоями конгломератов. Почва указанных пластов представлена алевролитами или аргиллитами слабоуглистыми, местами слабоустойчивая.

Пласт Горелый является одним из наиболее мощных в разрезе угленосной толщи и имеет мощность от 6,15 до 12,72 м, при среднем значении 11,68 м. В висячем крыле на­рушения К на небольшом участке между разведочными линиями XI и XVII сливается с нижележащим пластом Лутугинским. На участке их слияния суммарная мощность составляет 14,00-16,00 м. В лежащем крыле нарушения К наблюдается уменьшение мощно­сти пласта до 6,15-9,80 м, т.е. на 3 м.

Пласт сложен полуматовым углем средней крепости. В почве пласта залегает пачка мятого угля мощностью до 4,5 м, местами имеющая высо­кую зольность (34,6-49,2 %). В связи с этим запасы угля мятой списались в потери. Кровля пласта, в основном, средней устойчивости, представлена аргиллитами или алевролитами, почва в висячем крыле нарушения К - слабоустойчивый аргиллит с тонки­ми прослоями угля, а в лежачем - трещиноватый алевролит средней крепости.

Пласт Мощный имеет самую большую мощность среди пластов paзреза (10,28-16,83 м). Строение его сложное, иногда простое. Внутрипластовые прослойки имеют форму линз и представлены песчаником и оолитовым железняком мощностью 0,10-0,35м. В почве наблюдается пачка мятого угля мощностью до 1,0 м.

Из трех пластов Ишановской свиты (Проводник Мощного, Безымянный II и Безы­мянный I) только Безымянный II отрабатывался шахтой до горизонта +220 м на неболь­шом очень сложно дислоцированном участке между линиями 69 и 82. Пласт сложен по­луматовым, большей частью мятым углем. Местами включает один или два невыдержан­ных прослойка оолитового железняка или углистого аргиллита мощностью по 0,35-0,65 м каждый. Мощность пласта изменяется от 6,00 до 7,56 м. Запасы угля по остальным пла­стам свиты - Проводнику Мощного и Безымянному I - не подсчитывались, так как при­урочены к мелким изолированным или очень сложно дислоцированным блокам. Характеристика угольных пластов приведена в таблице 1.1.

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Таблица 1.1

Характеристика угольных пластов

 

Наименование

пластов

Строение

Выдержанность

Наиболее

характерные

значения

мощности, м

Пространственное  развитие,  наличие  зон  выклинивания,  размывов пластов

1

2

3

4

5

VI Внутренний

простое, редко

сложное

выдержанный

2,80-3,05

Развит  повсеместно

V Внутренний

простое, редко

сложное

невыдержанный

0,90-1,27

Развит  повсеместно.

Южнее XVIII р.л

Проводник  IV Внутреннего* В

cложное

относительно выдержанный

1,35-1,77

Развит  повсеместно

IV Внутренний*

сложное

 

6,50-6,77

Развит повсеместно.

 

IVВнутренний

сложное

невыдержанный

0,86 1,38

На площади подсчета запасов нет. Развит в висячем крыле на­рушения К, в лежачем крыле К не прослеживается.

III Внутренний*

сложное

 

5,30-5,65

Развит повсеместно.

II  Внутренний*

простое и сложное

относительно выдержанный

3,40-3,98

Развит повсеместно.

I Внутренний*

простое, редко сложное

выдержанный

3,2.0-3,59

Развит повсеместно.

Характерный*

простое, редко сложное

относительно выдержанный

1,90-2,07

Развит повсеместно.

Горелый*

сложное

 

6,15-12,79

Развит повсеместно, между XI и XVI р.л. сливается с пластом Лутугинским

Мощный

простое и сложное

 

12,50

На площади подсчета запасов нет. Выше гор.-150 м развит в основном в висячем крыле К южнее VIII р.л. и в лежачем крыле южнее XVII. р.л.

 

 

1.2.5. Характеристика качества углей

 

Угли всех пластов шахтного поля имеют полосчатую, слоистую и полосчато-штриховатую текстуру, что связано с чередованием различных петрографических типов углей - блестящих, полублестящих, полуматовых и матовых. При этом для пластов верх­ней части продуктивной толщи (от I до VII Внутреннего) характерно преобладание полу­блестящих и блестящих разностей (47-68 %). Пласты нижней части разреза (от Мощного до Характерного) характеризуются значительным содержанием полуматовых типов (до 50 %) и незначительным содержанием блестящих (13 %).

Основными микрокомпонентами углей являются витринит, инертинит и семивитринит. Содержание витринита в углях уменьшается со стратиграфической глубиной. Так, если содержание витринита в угле пласта VI Внутренний достигает 67 %, то по пласту Ха­рактерный содержание его уменьшается до 54 %, а в нижнем пласте Мощный - не превы­шает 40 %. Среднее содержание инертинита, определяющего  отощающие свойства угля, увеличивается от 23-28 % в верхних пластах до 44 % в нижнем пласте - Мощном. Мине­ральные примеси в углях представлены глинистым материалом, карбонатами и редкими зернами пирита и кварца; содержание минеральных включений колеблется в среднем по пластам от 5 до 7 %.

Основными показателями степени метаморфизма углей является отражательная спо­собность витринита.

Петрографический состав углей шахтного поля изме­няется в зависимости от стратиграфической глубины, оставаясь при этом практически по­стоянным по площади. Изменение же степени метаморфизма четко установлено не только со стратиграфической глубиной, но и по простиранию, на глубину и вкрест простирания.

Со стратиграфической глубиной степень метаморфизма возрастает от вышележащих пластов к нижележащим. Так, в пределах западного крыла Маганакской антиклинали по­казатель отражательной способности витринита увеличивается от 1,30 в углях верхних пластов до 1,62% в нижних, степень метаморфизма соответственно возрастает от IV до IV-V. Закономерное увеличение метаморфизма со стратиграфической глубиной наблюда­ется и в восточном крыле I Караульной синклинали. Отражательная способность витри­нита увеличивается от 1,21 (пласт III Внутренний) до 1,29 % (пласт I Внутренний).

По простиранию угленосной толщи степень метаморфизма углей увеличивается в на­правлении с севера на юг. Так, в углях пласта II Внутреннего в северной части поля отражательная способность витринита составляет 1,35 %, в южной -1,55 %; в углях пласта I Внутреннего соответственно 1,29 % к 1,48 %; в углях пласта Мощного в центральной части поля отражательная способность витринита составляет 1,48 %, в южной части - 1,65 %.

Определение марочного состава углей произведено в соответствии с ГОСТом 25543-88 (21). Классификационными показателями являются показатель отражения витринита (Ко, %), содержание фюзенизированных компонентов на чистый уголь (∑ОК, %), выход ле­тучих веществ (V %), толщина пластического слоя (у, мм). Крайние и средние значения этих показателей приведены в таблице 1.2. Основные показатели качества углей приведены в табл. 1.2.

Таблица 1.2

Основные показатели качества углей

Пласт

Марка по

ГОСТ

25543-88

R0, %

∑ОК, %

Vdaf, %

У, мм

Марка, группа по ГОСТ

8162-79

1

2

3

4

5

6

7

Висячее крыло нарушения «К»

VI Внутренний

К

1,52

30

22,5-30,0

26,8

11-20

17

КЖ, КЖ14

V Внутренний

К

-

28

23,1-27,0

25,2

16-18

17

КЖ, КЖ14

Проводник IV

Внутреннего

К

-

43

21,8-32,5

28,2

14-22

18

КЖ, КЖ14

IV Внутренний

К

1,50-1,57

1,53

32

22,9-31,4

27,3

11-22

18

КЖ, КЖ14

К

22,9-26,3

24,6

11-18

16

К, К13

IVбис Внутренний

КО

-

-

20,2-25,4

22,5

11-12

11

К, К10

III Внутренний

К

1,22-1,54

1,44

34

20,1-27,8

24,1

11-18

14

КЖ, КЖ14

К

22,5-25,5

24,1

13-18

15

К, К13

 

Продолжение таблицы 1.2

1

2

3

4

5

6

7

II Внутренний

К

1,21-1,55

1,44

35

19,6-27,2

23,1

9-16

14

К, К13

I Внутренний

К

1,26-1,48

1,36

29

18,6-27,1

24,6

11-18

16

К, К13

Горелый

ОС

1,44-1,60

1,51

45

17,9-24,5

20,6

8-13

10

К, К10

Лежачее крыло нарушения «К»

VI Внутренний

К

1,52

30

18,6-24,1

21,4

11-18

14

К, К13

ОС

17,2-23,1

19,3

7-12

11

К, К10

V Внутренний

ОС

-

28

19,2-21,7

20,4

9-14

12

К, К13

 

ОС

 

 

18,5

9-12

11

К, К10

Проводник IV Внутреннего

К

-

43

17,4-24,8

21,6

10-19

13

К, К13

 

ОС

 

 

17,7-23,6

19,8

9-11

10

К, К10

IV Внутренний

К

1,50-1,57

1,53

32

17,9-23,9

20,4

10-17

13

К, К13

 

ОС

 

 

17,1-21,4

19,5

9-12

11

К, К10

III Внутренний

ОС

1,22-1,54

1,44

34

17,0-21,6

19,1

8-12

10

К, К10

 

КС

 

 

17,0-21,3

18,3

7-9

8

К2

II Внутренний

ОС

1,21-1,55

1,44

35

17,0-19,9

18,3

8-11

10

К, К10

 

КС

 

 

12,0-16,1

15,6

6-8

7

ОС

I Внутренний

ОС

1,26-1,48

1,36

29

17,0-20,8

18,4

8-11

10

К, К10

 

КС

 

 

17,0-18,6

17,5

6-9

8

К2

Характерный

Т

1,46

41

12,1-17,1

15,4

0

Т

Горелый

Т

1,44-1,60

1,51

45

11,9-17,0

15,0

0

Т

 

Угли пластов в пределах поля шахты характеризуются незначительным диапазоном колебаний средних значений зольности. Наиболее низкой зольностью менее 8 % отлича­ются угли пластов II Внутреннего, Горелого-Лутугинского, Проводника Мощного, Безы­мянною 1 в висячем крыле нарушения К, Проводника Характерного, Надгорелого,  Лутугинского, Мощного в лежачем крыле. В соответствии с действующей классификацией углей по зольности они относятся ко второй группе.

Значения зольности внутрипластовых прослоев по литологическим разностям отли­чаются: зольность углистых аргиллитов составляет 33,3-49,6 %; углистых алевролитов 37,1-59,8 %; аргиллитов 37,1-73,5 %; алевролитов 53,8-78,3 %; оолитового железняка 4 1,9-73,6 % и песчаника 85%. Значение зольности одноименных пород в разных пластах по­стоянное или колеблется в незначительных пределах. Пластовая зольность углей всех пластов находится в пределах кондиций и изменяется от 7,9 до 22,1 %. Показатели зольности по пластам приведены в таблице 1.3

 

Таблица 1.3

Зольность углей и угольных пластов

Пласт

Wir,

(число определений)

Wa,

(число определений)

Зольность Аd,

(число определений)

Марка по ГОСТ 25543-88

угля

пласта

1

2

3

4

5

6

Висячее крыло нарушения «К»

VI Внутренний

1,1-3,7

2,5(48)

0,66-1,40

1,03(21)

5,0-14,4

8,6(78)

5,0-14,4

9,4(63)

К

V Внутренний

-

0,56-1,60

1,09(4)

6,9-11,4

8,8(3)

14,1-25,9

20,1(5)

К

Проводник IV Внутреннего

1,8-3,8

2,8(41)

0,66-1,20

0,92

6,0-15,4

9,4(54)

9,3-23,5

16,6(42)

К

IV Внутренний

1,2-6,9

2,8(97)

0,64-1,45

0,99(12)

4,7-16,3

9,3(118)

4,7-18,4

10,2(104)

К

IVбис Внутренний

-

0,67-0,90

0,82(2)

6,8-10,2

8,5(2)

12,2-19,7

16,0(2)

КО

III Внутренний

1,6-3,7

2,7(33)

0,62-1,40

0,96(22)

5,0-13,0

9,2(48)

9,5-18,5

12,3(34)

К

II Внутренний

1,2-4,9

3,3(75)

0,66-1,78

1,04(22)

4,5-13,3

7,8(109)

4,8-13,3

7,9(90)

К

I Внутренний

1,8-4,6

3,0(60)

0,60-1,34

0,90(21)

5,3-14,5

9,7(81)

6,9-14,5

10,5(63)

К

Характерный

2,2-4,9

3,5(51)

0,96-1,30

1,09(9)

4,6-14,4

9,3(64)

6,2-14,4

9,5(57)

ОС

Горелый

2,2-6,9

3,9(62)

0,70-1,44

1,01(29)

4,4-15,3

8,8(102)

5,9-17,4

10,0(83)

ОС

Лежачее крыло нарушения «К»

VI Внутренний

1,5-3,9

2,3(31)

0,52-1,43

0,88(18)

6,2-13,1

10,3(52)

8,0-13,4

11,0(39)

К

1,7-3,5

2,6(10)

0,40-1,22

0,88(6)

6,6-13,4

11,0(16)

9,8-12,8

11,2(33)

ОС

V Внутренний

3,1-3,7

3,4(2)

0,42-1,20

0,81(8)

6,8-11,4

10,1(8)

16,7-24,6

20,1(6)

ОС

Проводник IV Внутреннего

1,2-4,0

2,3(18)

0,40-1,20

0,75

6,8-21,0

14,7(32)

7,5-27,1

20,5(31)

К

1,8 (1)

0,60-1,06

0,79(3)

8,3-12,2

9,7(4)

19,3-24,8

22,1(2)

ОС

IV Внутренний

1,8-3,9

2,8(13)

0,52-1,70

0,89(37)

5,1-13,4

9,9(50)

9,2-15,9

12,6(29)

К

2,0-4,3

2,7(7)

0,50-1,40

1,0(4)

6,7-13,0

10,8(12)

11,0-17,2

13,2(10)

ОС

III Внутренний

1,6-3,5

2,4(31)

0,40-1,75

1,01(31)

6,6-14,1

10,6(62)

8,2-17,5

12,8(54)

ОС

1,8-4,2

2,8(15)

0,79-1,55

1,10(5)

5,9-14,0

10,9(20)

8,2-14,8

12,8(17)

КС

II Внутренний

1,7-4,5

2,7(27)

0,50-1,50

0,90(23)

6,0-14,2

9,9(50)

6,0-15,5

11,0(44)

ОС

3,0-4,5

3,5(7)

0,62-1,32

0,97(7)

5,3-16,1

10,2(14)

12,7-16,1

12,8(7)

КС

                   

 

Продолжение таблицы 1.3.

1

2

3

4

5

6

I Внутренний

2,2-4,3

3,3(15)

0,56-1,25

0,84(23)

5,5-14,7

9,5(38)

6,9-16,1

11,2(26)

ОС

2,1-4,2

2,9(9)

0,62-1,30

0,99

7,6-14,7

11,2(15)

9,0-14,7

12,2(10)

КС

Характерный

-

0,60-1,60

0,89(19)

6,7-11,8

9,1(14)

7,1-17,6

14,1(7)

Т

Горелый

-

0,68-1,43

0,99(19)

5,2-10,9

8,7(19)

7,8-19,4

12,1(13)

Т

 

 

Коксовые угли с зольностью 15-19%, добываемые ликвидированной шахтой «Северный Маганак», на поле которой расположена и шахта «Северная», подвергались обогащению. Обогатимость углей разрабатываемых пластов хорошо изучена по работам института «КузНИИуглеобогащение» и обогатительной фабрики «Северная». Согласно исследованиям, угли пластов имеют различную обогатимость: среднюю (пласты I Внутренний, Характерный и Горелый с выходом концентрата на беспородную массу до 89%); трудную (пласт III Внутренний с выходом концентрата 82%) и очень трудную – пласты Проводник IV Внутреннего и IV Внутренний с выходом концентрата на беспородную массу 60-70%.

Химический состав золы углей определялся в лабораториях треста «Кузбассуглеразведка» и ПГО «Запсибгеология». Зола углей всех пластов характеризуется преобладанием в ней окислов кремния от 39,9 до 66,6%, окислов алюминия от 17,7 до 41,3% и окислов железа до 11,0%.

 

1.2.6. Разведанность карьерного поля и благонадёжность разведанных запасов угля

 

На основании «ТЭО ликвидации шахты «Северный Маганак», выполненного институ­том «Сибгеопроект-экология» в 1992 году, балансовые запасы в пределах основного поля шахты составляли 546,987тыс. т.

 В соответствии с Рабочим проектом, промышленные запасы угля по пл. Горелому до гор. +253,0 м составляют 165,1 тыс. тонн.

Дополнительно в контур отработки вовлекаются запасы в объеме 50,5 тыс. тонн, всего с дополнением запасы угля пл. Горелого составят 219,5 тыс. тонн.

Общее засорение угля при этом состоит из засорения внутрипластовыми породными прослоями.

 

1.3. Горно-геологические условия разработки

 

С целью изучения физико–механических свойств коренных горных пород и рыхлых отложений отбирались образцы из керна разведочных скважин. Суглинки имеют от серо–жёлтого до жёлто–бурого цвет, макроскопически представлены однородным веществом без видимых обломочных включений. По результатам специальных лабораторных исследований суглинки относятся к низкодисперсным умеренно пластичным пылеватым уплотнённым фракциям.

Углы внутреннего трения у суглинков колеблются от 150 до 230, величина сцепления от 0,59 до 0,95 МПа.

Более 50% из испытанных образцов быстро и очень быстро размокают, поэтому следует ожидать, что борта отвалов будут неустойчивы. Отмечается некоторое различие физико-механических свойств суглинков в северной и южной частях участка. Особенно заметно различие в углах внутреннего трения. Если на севере средняя их величина составляет 150 23’ – 170 18’, то на юге – 250 02’ – 260 42’ Мощность чехла рыхлых отложений на плоских вершинах водоразделов: достигает 39 м.

                          Таблица 1.4

Физико-механические свойства коренных пород

№ п/п

 

Показатели и их обозначения

Единица

измерения

Средние значения

показателя

алевролиты

песчаники

1

2

3

4

5

Породы, затронутые выветриванием

1

2

3

4

5

1

Влажность, W

%

2,48

2,54

2

Объемная масса, γ

г/см3

2,46

2,47

3

Плотность, γ у

г/см3

2,69

2,70

4

Пористость, n

%

8,07

7,90

5

Динамический коэффициент крепости, FД

 

---

2,68

6

Временное сопротивление сжатию, σсж

МПа

411

323

7

Временное сопротивление растяжению, σр

МПа

20

18

8

Сцепление в куске С’

МПа

--

41

9

Угол внутреннего трения, φ‘

°

--

60

 

 

Продолжение таблицы 1.4.

1

2

3

4

5

Породы, не затронутые выветриванием

1

Влажность, W

%

1,59

1,16

2

Объемная масса, γ

г/см3

2,59

2,62

3

Плотность, γ у

г/см3

2,71

2,72

4

Пористость, n

%

5,09

3,31

5

Динамический коэффициент крепости, FД

 

8,40

7,50

6

Временное сопротивление сжатию, σсж

МПа

605

1081

7

Временное сопротивление растяжению, σр

МПа

33

81

8

Сцепление в куске С’

МПа

95

189

9

Угол внутреннего трения, φ‘

град

61

56

 

 

Выполненные объёмы работ по изучению геологического строения, исследованию физико-механических свойств углей и вмещающих пород, природной газоносности и т.д. позволяют дать обоснованный прогноз горногеологических и горнотехнических условий отработки. Рекомендованы углы откосов рабочих бортов карьера, при соблюдении которых будет обеспечен нормальный горно-геологический режим разреза. Полученные материалы достаточны для составления проекта строительства разреза. Участок является неопасным по газоносности. Угли всех пластов относятся к самовозгорающимся. Все породы угленосной толщи являются силикозоопасными. Промышленных содержаний редких элементов не установлено. Концентрации токсичных компонентов в углях участка – ниже установленных пределов.

Таким образом, в результате предварительной и детальной разведок участок «Северный Маганак» подготовлен для промышленного освоения.

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

2 ГРАНИЦЫ И ЗАПАСЫ КАРЬЕРНОГО ПОЛЯ

 

ООО «Разрез «Березовский» имеет лицензию на право пользования недрами КЕМ 14142 ТЭ с целью добычи каменного угля на участке Поле шахты Северный Маганак Прокопьевского каменноугольного месторождения, выданную Министерством природных ресурсов РФ 28 июня 2007 г.

На основании лицензии получен горноотводной акт №1684 от 19.09.2006г. Граница горного отвода, согласно горноотводному акту №1684 от 19.09.2006г.,  в плане обозначена следующими угловыми точками: 41-61-71-72-81-91-1-2-3-31-4-11-12-19-13-14-15-16-17-18-191-20-41. Нижней границей горного отвода является  гор. +50 м (абс.)

Общая площадь проекции горного отвода составляет 458,6 га.

В границах рассматриваемого участка «Поле шахты Северный Маганак» отработке подлежат угольные пласты: VI Внутренний, Проводник IV Внутреннего, IV Внутренний, III Внутренний, II Внутренний, I Внутренний, Характерный и Горелый в их наиболее благоприятной для отработки открытым способом части.

Запасы угля в границах участка «Северный Маганак» утверждены ТКЗ протокол №898 от 15.08.2006 г. и составляют:

марочные – 2630,0 тыс.т;

окисленные – 404,0 тыс.т.


Рис. 2.1.  План с границей горного отвода участка

 

Рис.2.2. Граница горного отвода по VII (II Караульной) разведочной линии

 

3 РЕЖИМ РАБОТЫ ПРЕДПРИЯТИЯ

 

Режим работы в ООО «Разрез «Березовский» принят в соответствии с заданиями на проектирования и “Нормами технологического проектирования угольных и сланцевых разрезов”:

  • на добычных, вскрышных и рекультивационных (отвалообразование) работах -357 дней при непрерывной рабочей неделе, 3 смены в сутки продолжительностью 8 часов;
  • на буровых работах – 354 дня, 2 смены в сутки продолжительностью по 8 часов;
  • вспомогательных служб - 260 дней, 1 смена продолжительностью 8 часов.

Взрывные работы производятся между первой и второй сменами.

 

 

 

 

4 Производственная мощность, срок службы карьера

 

4.1. Горно-геометрический анализ

 

Горно-геометрический анализ характеризуется следующими особенно­стями:

- по сложности геологического и тектонического строения участок относится к третьей, наиболее сложной, группе; 

- угленосные отложения поля шахты относятся к ишановской и кемеровской  свитам;

- поверхность участка представляет собой нарушенную территорию, высотные отметки которой изменяются от +310 до +290м;

- вмещающие породы представлены песчаниками, аргиллитами и алевролитами. Коренные по­роды перекрыты рыхлыми четвертичными отложениями мощностью 10-15 м.

- на проектируемом участке к отработке предусматривается пласт  «Горелый», мощностью 10,8 м, с углом падения 50 градусов.

На основании проведённого горно-геометрического анализа в проекте было вы­брано формирование и развитие горных работ по углубочной продольной схеме.

 

4.2. Производственная мощность и срок службы карьера

 

Проверочные расчёты возможного объёма добычи угля по обеспечённости промышленными запасами выполнены по формуле:

, тыс. т/год;                                                                     (4.1)

где А – годовой объём  добычи угля на участке, тыс. т/год;

Qпр.з – промышленные запасы угля, тыс. т (2133 тыс.т.);

η – коэффициент, учитывающий снижение годовой добычи в начальный конечный период эксплуатации (0,96);

Tобщ – общий срок службы участка

 

 

 тыс. т/год.

На основании приведённых расчётов годовой объём  добычи на данном участке принимается 555 тыс. т/год.

Срок эксплуатации участка с проектной мощностью 555 тыс. т/год составит 4 года.

 

4.3 Календарный план

 

Календарный план добычи представлен в таблице 4.1.

Таблица 4.1

Календарный план добычи

 

Годы эксплуатации

Итого

Добыча,

тыс. т

Вскрыша,

тыс. м3

Коэффициент вскрыши, м3

1

2

3

4

2008

468

2460

5,2

2009

555

4255

7,7

2010

555

6250

11,2

2011

555

4055

7,3

2012

785

6325

8

Всего:

2918

23345

8

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

5 ОБОСНОВАНИЕ СИСТЕМЫ РАЗРАБОТКИ

 

В соответствии с горно-геологическими условиями участка ОГР «Северный Маганак» и наличного парка оборудования ООО «Разрез «Березовский», предусматривается применение углубочной продольной однобортовой системы разработки по транспортной технологии, с предварительным рыхлением вскрышных пород буровзрывным способом.

К основным параметрам элементов системы разработки относятся: высота уступа, ширина экскаваторной заходки, ширина рабочей площадки, ширина развала взорванной горной массы, ширина транспортной бермы, угол откоса уступа, угол борта, угол откоса ярусов отвалов.

Высота рабочего уступа зависит от физико-механических свойств горных пород и полезного ископаемого, горно-геологических условий их залегания и параметров оборудования. Минимальная высота уступа определяется из условия наполнения ковша за один цикл. Наибольшая высота уступа при разработке уступов без применения БВР не должна превышать максимальной высоты черпанья экскаватора, при разработке с применением БВР допускается увеличение высоты уступа (слоя) до полуторной высоты черпанья экскаватора при условии, что высота развала (забоя) не превышает высоту черпанья экскаватора. Ширина рабочей площадки выбирается из условия размещения горно­транспортного, бурового и вспомогательного оборудования, транспортных коммуникаций, линий электроснабжения, а также безопасного ведения всех основных и вспомогательных работ с обеспечением максимальной производительности основного оборудования.

Коренные породы вскрыши отрабатываются горизонтальными слоями (ус­тупами) при перемещении фронта горных работ. В угленасыщенной зоне месторождения забои продвигаются вкрест простирания угольных пластов, в связи с чем, на уступе нет разделения экскаваторных блоков на пордные и угольные.

При выборе высоты уступа учитывалось влияние таких факторов, как безопас­ность ведения вскрышных работ, полнота выемки полезного ископаемого, тип принятого выемочного оборудования, возможность отработки уступа на всю высоту и т.д. С учетом всех этих требований высота ус­тупа принята равной 10м:

-на отработке пород вскрыши экскаватором ЭКГ-5 А;

-на отработке пород вскрыши в зоне выветривания

Добыча гидравлическим экскаватором будет производится отступающими забоями вкрест простирания пластов в два слоя, глубиной по 5 метров при доработке конечного контура последней заходкой.

Принятая технологическая схема ведения добычных работ позволяет сократить потери при зачистке пласта угля и безопасно расположить экскаваторы на площадке.

Основные показатели системы разработки представлены в таблице 5.1

 

Таблица 5.1

Основные показатели системы разработки

Наименование

показателей

Ед. изм.

Показатели

ЭКГ-5А

Volvo EC 460 B

Высота уступа

 

 

 

-вскрышного

м

10

-

-добычного

м

-

10

Ширина заходки по целику

 

15

9

Ширина рабочей площадки

 

 

 

-вскрышного

м

39

-

-добычного

м

-

39

Рабочий угол откоса уступа

 

 

 

-по наносам

град

60

-

-по коренным

град

70

70

Устойчивый угол откоса уступа

 

 

 

-по наносам

град

50

-

-по коренным

град

60

60

расстояние между осями дорог

м

6,5

6,5

расстояние от оси до обочины

м

3,8

3,8

 

 

 

 

 

 

 

 

 

6 Вскрытие и порядок отработки карьерного поля

 

 

Сущность вскрытия рабочих горизонтов заключается в установлении транспортных связей рабочих горизонтов с пунктами приема горной массы на поверхности. Основными требованиями, предъявляемыми к способу вскрытия, являются:

  1. Минимальный объем горнотранспортных работ и малые сроки строительства;
  2. Наименьшее расстояние транспортирования в период эксплуатации;
  3. Безопасность ведения работ;

При выборе порядка вскрытия поля участка в качестве основного критерия принято обеспечение минимального отчуждения земель под горные работы при обеспечении стабильного минимально возможного коэффициента вскрыши в процессе эксплуатации. Вскрытие карьерного поля производится в два этапа:

  1. Формирование первоначальной емкости с направлением вскрыши на внешние отвалы;
  2. Отработка основной части карьерного поля с направлением вскрыши на внутренние отвалы.

Участок «Северный Маганак» вскрывается траншеей внешнего заложения с гор. +310 с восточного борта и системой скользящих съездов по висячему борту пл. Горелый экскаваторами ЭКГ-5А, также предусматривается вскрытие верхних горизонтов восточной части поля участка траншеей внешнего заложения, пройденной с юго-запада на северо-восток отм. +308м - +290м с лежачего борта пл. Горелого.

Вывозка угля будет осуществляться по технологической автодороге через юго-западный торец выработки. Таким образом, достигается возможность размещения горного оборудования.

Объем по строительству траншеи внешнего заложения и подготовки гор +290 – 125тыс.м3, при этом подготавливается 40 тыс.т. угля.  Согласно заключению СФ ВНИМИ устойчивый угол западного торца выработки не должен превышать 56град., поэтому отработка пл. Горелый возможна до гор. +220.

Отработка пл. Горелый после его подготовки на каждом горизонте экскаваторами ЭКГ-5А производится одним гидравлическим экскаватором Volvo EC 460 Bс емкостью ковша 2,6м3.

Формирование уступов необходимо вести в соответствии с рекомендациями заключения СФ ФГУП ВНИМИ по обоснованию параметров бортов, уступов и отвалов при отработке открытым способом запасов под промплощадкой ликвидированной ш. «Северный Маганак» и старой выработки ОР на бывшей прирезке ш. «Центральная».

Уголь с проектируемого участка транспортируется,  а/самосвалами БелАЗ на перегрузочный пункт угля, расположенный в 200м от въездной траншеи на горном отводе, в пределах земельного отвода в юго-западной части, в непосредственной близости от горных работ. Далее уголь транспортируется автосамосвалами КамАЗ-55111 с прицепом (20т) на погрузочный комплекс шахты «Калинина».

Строительство перегрузочного угольного пункта обусловлено следующими причинами:

  • большая удаленность погрузочного комплекса от горных работ;
  • невозможность транспортировки угля технологическим автотранспортом (а/с БелАЗ-7548) из забоев на погрузочный комплекс.

Перегрузочный пункт угля общей емкостью 20 тыс.т. формируется а/с БелАЗ, приемкой угля бульдозером. Отгрузка угля производится погрузчиком ПК-6, DRESSТA в автосамосвалы КамАЗ-55111 с прицепом (20 т),согласно паспорта погрузки, которые транспортируют его на погрузочный комплекс шахты «Калинина».

Вскрышные породы на первоначальном этапе будут транспортироваться на внешний отвал, далее предусматривается размещение вскрышных пород в выработанное пространство.

 

 

 

 

  1. ВЫБОР И ЭКСПЛУАТАЦИЯ ГОРНОГО ОБОРУДОВАНИЯ

 

7.1 Используемое горнотранспортное оборудование

 

Настоящим проектом в качестве экскавационного оборудования предусматривается использовать экскаватор типа механическая лопата ЭКГ-5А и ЭКГ-4,6Б с емкостью ковша 4,62 и 5,2 м3 соответственно, а также обратные гидравлические экскаваторы Volvo EC 460 B, CAT-345 B и Liebherr R 984 C с емкостью ковша 3,2, 2,6 и 6,7м3 соответственно.

Технологические параметры экскаваторов представлены в табл.7.1

 

Таблица 7.1

Технические параметры экскаваторов

Наименование показателей

ЭКГ-5А (4,6Б)

Volvo EC 460 B

Емкость ковша, м3

5,2

 

3,2

 

Максимальная высота черпания, м

10,3

10,6

Наибольший радиус черпания, м

14,5

10,9

Наибольший радиус черпания на уровне стояния, м

9,0

10,7

Наибольший радиус разгрузки, м

12,7

9,5

Глубина черпания, м

-

5,8

 

Liebherr R 984 C

CAT-345 B

Емкость ковша, м3

6,7

 

2,6

 

Максимальная высота черпания, м

14,0

10,3

Наибольший радиус черпания, м

14,1

11,7

Наибольший радиус черпания на уровне стояния, м

13,7

10,7

Наибольший радиус разгрузки, м

11,5

8,5

Глубина черпания, м

8,0

7,1

           

 

Транспортирование пород вскрыши и угля планируется осуществлять автосамосвалами БелАЗ-7547 и БелАЗ-7548, грузоподъемностью 45 и 42 т соответственно. Технические характеристики автосамосвалов приведены в табл.7.2.

                                                                                                       Таблица 7.2

Технические характеристики автосамосвалов

Наименование показателей

БелАЗ-7547

БелАЗ-7548

Грузоподъемность, кг

45 000

 

42 000

 

Допустимая полная масса, кг

78 000

72 000

Мощность двигателя, кВт(л.с.)

368 (500)

405

Вместимость платформы, м3:

геометрическая

с «шапкой» (2:1)

 

19,0

26,0

 

21,0

26,0

Максимальная скорость, км/час

50,0

50,0

Радиус поворота, м

10,2

10,2

Габаритные размеры, м:

длина

ширина

высота

 

8,09

4,62

4,39

 

8,09

4,62

4,28

 

Выемка коренных пород осуществляется с предварительным рыхлением буровзрывным способом. Для бурения приняты буровые станки 5СБШ-200, БТС-150, Atlas Copco T4BH. Характеристики буровых станков приведены в табл.7.3

Таблица 7.3

Технические характеристики буровых станков

Наименование показателей

5СБШ-200

БТС-150

Диаметр долота, мм

216

 

150,0

 

Глубина скважины (не более), м

36

32,0

Направление бурения к вертикали, град

0; 15;30

0-30

Длина штанги, м

9,0

-

Частота вращения долота, об/мин

15-150

105-195

Крутящий момент на вращателе, кгс-м

3,2-5,2

-

Усилие подачи, т

300

15,0

Скорость передвижения, км/ч

0,77

-

Масса станка, т

66000

23,9

 

 

Atlas Copco T4BH

Диаметр долота, мм

216

 

Глубина скважины (не более), м

45,7

Направление бурения к вертикали, град

-

Длина штанги, м

7,6

Частота вращения долота, об/мин

0-200

Крутящий момент на вращателе, кгс-м

8,8

Усилие подачи, т

13,6

Скорость передвижения, км/ч

-

Масса станка, т

26,3

 

При строительстве автодорог, зачистке площадок в забоях и на вспомогательных работах предусматривается использовать гидравлический экскаватор ЭО – 33211. Характеристики экскаватора приведены в табл.7.4

                                                                                                                                                     Таблица 7.4

Технические характеристики экскаватора

Наименование показателей

ЭО-33211

Емкость ковша, м3

0,85

 

Максимальная высота черпания, м

9,3

Радиус копания, м

9,2

Максимальная глубина копания, м

5,8

Расчетная продолжительность цикла при погрузке автосамосвалов и угле поворота 90о, сек

20

Максимальная высота выгрузки, м

6,5

 

При отвалообразовании, строительстве автодорог, зачистке площадок в забоях и на вспомогательных работах предусматривается использовать бульдозеры Т-25.01, Б-10. Характеристики бульдозеров приведены в табл.7.5

 

                                                                Таблица 7.5

Технические характеристики бульдозеров

Наименование показателей

Б-10

Т-25.01

Модель двигателя

ЯМЗ-236ДК-7

 

ЯМЗ-8501.10

 

Мощность двигателя, л.с.

170

363

Объем отвала, м3

4,75

11,4

Ширина отвала, м

3,3

4,3

Высота отвала, м

1,45

1,9

Максимальный подъем отвала, м

1,0

1,3

Общая масса, кг

16844

47700

 

Для погрузки угля на перегрузочном пункте и на вспомогательных работах настоящим проектом предусматривается использование погрузчика Dressta L-534. Технические характеристики погрузчика представлены в табл.7.6

Таблица 7.6

Технические характеристики погрузчика

Наименование показателей

Dressta-L534

Емкость ковша, м3

3,4

 

Максимальная высота выгрузки, м

3,1

Мощность двигателя, кВт (л.с.)

152 (204)

Габаритные размеры, мм:

ширина

длина

высота

 

2690

7870

3650

Эксплуатационная масса, кг

20 380

 

Дорожно-строительные работы предусматривается выполнять автогрейдером ДЗ-98. Технические характеристики грейдера приведены в табл.7.7

 

Таблица 7.7

Технические характеристики автогрейдера ДЗ-98

Наименование показателей

Значения

Мощность двигателя, кВ (л.с.)

169 (230)

 

Длина отвала, мм

4 270

Скорость движения, км/час:

вперед

назад

 

30

25

Эксплуатация масса, кг

19 500

 

На вспомогательных работах предусматривается использовать специальную технику отечественного производства табл.7.8

 

 

 

 

 

 

 

Таблица 7.8

Перечень вспомогательного оборудования

Наименование
оборудования

Виды работ

Общий вид

БелАЗ-7648 (поливооросительная машина)

Текущее содержание
автодорог

 

Автобусы ПАЗ 320530

Перевозка людей от населенных пунктов до промплощадки и далее к местам ведения горных работ

 

КамАЗ-4208 (вахта)

Перевозка людей от населенных пунктов до промплощадки и далее к местам ведения горных работ

 

 

7.2 Производительность горнотранспортного оборудования

 

Расчет производительности экскаваторно-транспортных комплексов выполнен в соответствии с «Едиными нормами выработки на открытые горные работы для предприятий горнодобывающей промышленности. Экскавация и транспортирование».

Расчет производительности экскаваторов приведен в табл. 7.9

 

 

 

 

 

 

Таблица 7.9

Производительность экскаваторов при погрузке в автосамосвалы

 

Наименование показателей

Ед. изм.

ЭКГ-5А (4,6Б)

коренные
породы

наносы

уголь

коренные
породы

наносы

уголь

БелАЗ-7547

БелАЗ-7548

Емкость ковша экскаватора

м3

4,62

Время установки автосамосвала под погрузку

мин

1,0

Время погрузки автосамосвала

мин

2,3

2,3

2,3

1,9

1,9

2,3

Коэффициент наполнения ковша

-

0,95

1,0

1,0

0,95

1,0

1,0

Коэффициент разрыхления горной массы в ковше

-

1,35

1,25

1,35

1,35

1,25

1,35

Время рабочего цикла экскаватора

сек

23,0

Продолжительность смены

мин

480,0

Время подготовительно-заключительных операций и перерывов

мин

60

Объем горной массы в плотном теле в кузове а.с.

м3

19,6

21,2

19,6

16,3

20,0

19,3

Коэффициент использования экскаватора

-

0,75

Коэффициент селективности отработки

-

1,0

Сменная производительность

м3/см

1695,3

1830,9

1695,3

1596,1

1954,3

1663,3

Количество смен в сутки

шт.

3

Суточная производительность

м3/сут

5085,9

5492,7

5085,9

4788,2

5862,9

4989,9

Количество рабочих дней в году

дн

274

Среднегодовое время ремонта экскаватора и ТО

дн

50

Количество суток на технологические перегоны

дн

30

Количество праздничных дней

дн

11

Среднегодовой погодный коэффициент

-

0,955

Годовая производительность

т.м3/год

1302,0

1406,1

1302,0

1225,8

1500,9

1277,4

 

 

 

 

Продолжение таблицы 7.9

Наименование показателей

Ед. изм.

ЭКГ-5А (4,6Б)

коренные
породы

наносы

уголь

коренные
породы

наносы

уголь

БелАЗ-7547

БелАЗ-7548

Емкость ковша экскаватора

м3

5,2

Время установки автосамосвала под погрузку

мин

1,0

Время погрузки автосамосвала

мин

1,5

1,9

1,9

1,9

1,9

1,9

Коэффициент наполнения ковша

-

0,95

1,0

1,0

0,95

1,0

1,0

Коэффициент разрыхления горной массы в ковше

-

1,35

1,25

1,35

1,35

1,25

1,35

Время рабочего цикла экскаватора

сек

23,0

Продолжительность смены

мин

480,0

Время подготовительно-заключительных операций

 и перерывов

мин

60,0

Объем горной массы в плотном теле в кузове а.с.

м3

19,6

21,2

19,6

16,3

20,0

19,3

Коэффициент использования экскаватора

-

0,75

Коэффициент селективности отработки

-

1,0

Сменная производительность

м3/см

1534,5

1657,2

1534,5

1470,1

1563,4

1505,5

Количество смен в сутки

шт.

3

Суточная производительность

м3/сут

4603,4

4971,7

4603,4

4410,2

4690,3

4516,6

Количество рабочих дней в году

дн

274

Среднегодовое время ремонта экскаватора и ТО

дн

50

Количество суток на технологические перегоны

дн

30

Количество праздничных дней

дн

11

Среднегодовой погодный коэффициент

-

0,955

Годовая производительность

т.м3/год

1178,5

1272,8

1178,5

1129,0

1200,7

1156,2

 

 

 

 

 

Продолжение таблицы 7.9

 

            

Наименование показателей

Ед. изм.

Volvo EC 460 B

коренные
породы

наносы

уголь

коренные
породы

наносы

уголь

БелАЗ-7547

БелАЗ-7548

1

2

3

4

5

6

7

8

Емкость ковша экскаватора

м3

3,2

Время погрузки автосамосвала

мин

2,9

3,3

3,3

3,3

3,3

3,3

Коэффициент наполнения ковша

-

0,95

1,0

1,0

0,95

1,0

1,0

Коэффициент разрыхления горной массы в ковше

-

1,35

1,25

1,35

1,35

1,25

1,35

Время рабочего цикла экскаватора

сек

25,0

Продолжительность смены

мин

480,0

Время подготовительно-заключительных операций

 и перерывов

мин

60,0

Объем горной массы в плотном теле в кузове а.с.

м3

17,5

21,2

19,6

19,3

20,8

19,3

Коэффициент использования экскаватора

-

0,85

0,75

0,85

0,85

0,75

0,85

Коэффициент селективности отработки

-

1,0

Сменная производительность

м3/см

1443,2

1394,3

1463,2

1435,6

1368,0

1435,6

Количество смен в сутки

шт.

3

Суточная производительность

м3/сут

4329,7

4182,9

4389,5

4306,7

4104,0

4306,7

Количество рабочих дней в году

дн

274

Среднегодовое время ремонта экскаватора и ТО

дн

50

Количество суток на технологические перегоны

дн

30

Количество праздничных дней

дн

11

Среднегодовой погодный коэффициент

-

0,955

Годовая производительность

т.м3/год

1324,9

1280,0

1343,2

1317,8

1255,8

1317,8

                                 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Продолжение таблицы 7.9

 

Наименование показателей

Ед. изм.

Liebherr R 984 C

коренные
породы

коренные
породы

коренные
породы

коренные
породы

коренные
породы

коренные
породы

БелАЗ-7547

БелАЗ-7548

Емкость ковша экскаватора

м3

6,7

Время установки автосамосвала под погрузку

мин

1,0

Время погрузки автосамосвала

мин

1,7

1,7

1,7

1,3

1,7

1,7

Коэффициент разрыхления горной массы в ковше

-

1,35

1,25

1,35

1,35

1,25

1,35

Время рабочего цикла экскаватора

сек

26,0

Продолжительность смены

мин

480,0

Время подготовительно-заключительных операций

 и перерывов

мин

60,0

Объем горной массы в плотном теле в кузове а.с.

м3

19,6

21,2

19,6

16,3

20,0

19,3

Коэффициент использования экскаватора

-

0,85

0,75

0,85

0,85

0,75

0,85

Коэффициент селективности отработки

-

1,0

Сменная производительность

м3/см

2319,6

2210,5

2319,6

2293,9

2085,4

2275,9

Количество смен в сутки

шт.

3

Суточная производительность

м3/сут

6958,9

6631,5

6958,9

6881,6

6256,1

6827,6

Количество рабочих дней в году

дн

274

Среднегодовое время ремонта экскаватора и ТО

дн

50

Количество суток на технологические перегоны

дн

30

Количество праздничных дней

дн

11

Среднегодовой погодный коэффициент

-

0,955

Годовая производительность

т.м3/год

2129,4

2029,2

2129,4

2105,8

1914,4

2089,3

 

 

 

 

 

Продолжение таблицы 7.9

Наименование показателей

Ед. изм.

CAT-345 B

коренные
породы

коренные
породы

коренные
породы

коренные
породы

коренные
породы

коренные
породы

БелАЗ-7547

БелАЗ-7548

Емкость ковша экскаватора

м3

2.6

Время установки автосамосвала под погрузку

мин

1,0

Время погрузки автосамосвала

мин

3,8

3,8

3,8

3,1

3,8

3,8

Коэффициент наполнения ковша

-

0,95

1,0

1,0

0,95

1,0

1,0

Коэффициент разрыхления горной массы в ковше

-

1,35

1,25

1,35

1,35

1,25

1,35

Время рабочего цикла экскаватора

сек

25,0

Продолжительность смены

мин

480,0

Время подготовительно-заключительных операций

 и перерывов

мин

60,0

Объем горной массы в плотном теле в кузове а.с.

м3

19,6

21,2

19,6

16,3

20,0

19,3

Коэффициент использования экскаватора

-

0,85

0,75

0,85

0,85

0,75

0,85

Коэффициент селективности отработки

-

1,0

Сменная производительность

м3/см

1227,2

1169,4

1227,2

1217,5

1103,2

1204,0

Количество смен в сутки

шт.

3

Суточная производительность

м3/сут

3681,5

3508,3

3681,5

3652,5

3309,7

3612,0

Количество рабочих дней в году

дн

274

Среднегодовое время ремонта экскаватора и ТО

дн

50

Количество суток на технологические перегоны

дн

30

Количество праздничных дней

дн

11

Среднегодовой погодный коэффициент

-

0,955

Годовая производительность

т.м3/год

942,5

898,1

942,5

935,0

847,3

924,7

 

Расчет производительности автосамосвалов выполнен с учетом объемов вывозимой горной массы и дальности транспортирования на основании «Единых норм выработки на открытые горные работы для предприятий горнодобывающей промышленности», часть IV, 1989 г.

Расчет производительности автосамосвалов произведен по формулам 7.1 -7.5.

, тыс. м3/год

(7.1)

, тыс. м3/см

(7.2)

, дн

(7.3)

, мин

(7.4)

, км

(7.5)

где:  - годовая производительность автосамосвалов, тыс. м3/год;

 - сменная производительность автосамосвалов, тыс. м3/см;

 - количество рабочих смен в сутки;

 - количество рабочих дней в году;

 - среднегодовой температурный коэффициент;

, , , , , , , ,  - время: смены, подготовительно-заключительных работ, на личные надобности, рейса, погрузки, разгрузки, установки под погрузку и разгрузку, ожидания погрузки, мин;

 - объем горной массы вмещающийся в кузове автосамосвала, м3;

,  - количество дней на проведение ремонтных работ, а также праздничных и выходных дней;

 - среднерейсовая скорость автосамосвала, км/час;

 - расстояние транспортирования, приведенное к горизонтальному эквиваленту, км;

 - фактическое (физическое) расстояние транспортирования, км;

,  - высоты подъема и спуска преодолеваемые автосамосвалом в грузовом направлении, м;

,  - эквиваленты приведения вертикального перемещения при спуске и подъеме к горизонтальному;

 - коэффициент, учитывающий количество поворотов с углом более 150°.

Расчет производительности бульдозеров приведен в табл.7.10

 

Таблица 7.10

Расчет производительности бульдозеров

Показатели

Ед. изм.

Т-25.01

Б-10

Время смены

час

8,0

8,0

Время подготовительно-заключительных
операций

час

1,0

1,0

Высота отвала бульдозера

м

1,9

1,45

Ширина отвала бульдозера

м

4,3

3,3

Расстояние рабочего хода

м

25

25

Расстояние холостого хода

м

35

35

Скорость движения при рабочем ходе

км/ч

6,9

6,9

Скорость движения при холостом ходе

км/ч

8,5

8,5

Время цикла

сек

35,7

37,9

Коэффициент использования сменного времени бульдозера

-

0,8

0,8

Объем породы в рыхлом состоянии перемещаемой отвалом бульдозера

м3

9,7

4,3

Коэффициент разрыхления горной массы

-

1,3

1,3

Сменная производительность бульдозера

м3/см

4209

1776

Количество смен в сутки

 

3

3

Суточная производительность бульдозера

м3/сут

12626

5327

Количество рабочих дней

дн

313

313

Среднегодовое время ремонта и ТО

дн

40

40

Количество праздничных дней

дн

12

12

Среднегодовой температурный коэффициент

-

0,955

0,955

Годовая производительность бульдозера

тыс.м3/год

3436

1593

 

Расчет производительности погрузчика приведен в табл.7.11

Таблица 7.11

Расчет производительности погрузчика Dressta-L534

 

Наименование показателей

Ед. изм.

Значение

Время смены

час

8,0

Время подготовительно-заключительных операций

час

1,0

Коэффициент использования машины во времени

-

0,8

Продолжительность цикла

сек

90

Емкость ковша

м3

3,0

Коэффициент наполнения ковша

-

0,9

Коэффициент разрыхления породы в ковше

-

1,3

Количество смен в сутки

смен

3

Сменная производительность погрузчика

м3/см

527,3

Суточная производительность погрузчика

м3/сут

1581,8

Среднегодовой температурный коэффициент

-

0,955

Количество рабочих дней в год

дн

323

Средне годовое время ремонта и ТО

дн

30

Количество праздничных дней

дн

12

Годовая производительность погрузчика

тыс.м3/год

487,9

 

Расчет производительности грейдера приведен в табл.7.12

Таблица 7.12

Расчет производительности грейдера ДЗ-98

Показатели

Ед. изм.

Значение

Время смены

час

8,0

Время подготовительно-заключительных операций

час

1

Коэффициент использования машины во времени

 

0,9

Число проходов по одной стороне дороги, потребное для выполнения заданного

 профиля

 

2

Время, затрачиваемое на один поворот

час

0,01

Число проходов при резании по одной стороне дороги

 

5

Число проходов при перемещении грунтов по одной стороне дороги

 

2

Рабочая скорость при резании

км/час

12

Рабочая скорость при перемещении грунта

км/час

15

Количество смен в сутки

смен

2

Сменная производительность грейдера

км/см

5,7

Суточная производительность грейдера

км/сут

11,4

Среднегодовой температурный коэффициент

 

0,955

Количество рабочих дней в год

дн

308

Среднегодовое время ремонта и ТО

дн

45

Количество праздничных дней

дн

12

Годовая производительность грейдера

км/год

3 347,8

 

Расчет потребного количества оборудования для ведения горных работ на максимальный объем извлекаемой горной массы приведен в табл.7.13

                 Таблица 7.13

Потребное количество горнотранспортного оборудования

Наименование оборудования

Ед. изм.

Объем работы

Производи-тельность

Необходимое
кол-во, шт.

Экскаватор ЭКГ-5А (4,6Б)

тыс. т

3993,0

1277,0

4

Экскаватор Volvo EC 460 B

тыс. т

1294,6

1294,6

1

Экскаватор CAT – 345 B

тыс. т

905,7

905,7

1

Экскаватор Liebherr R 984 C

тыс. т

2044,7

2044,7

1

Буровой станок 5СБШ-200

тыс.п.м/год

98,3

202,3

1

Буровой станок БТС - 150

тыс.п.м/год

70,5

148,8

1

Буровой станок Atlas Copco T4BH

тыс.п.м/год

102.7

225,3

1

Бульдозер Т-25.01

тыс. м3/год

1688,7

3436,0

1

Бульдозер Б-10

тыс. м3/год

782,7

1592,5

1

Погрузчик Dressta-L534

тыс. м3/год

303,3

487,9

1

Грейдер ДЗ-98

км/год

6500

3347,8

2

Автосамосвал БелАЗ-7548

тыс. м3/год

см. табл.

Автосамосвал БелАЗ-7547

тыс. м3/год

 

 

 

 

7.3 Расчет и построение годового графика ремонтов

 

Аналитический метод

Определяем число ремонтов и ремонтных осмотров для экскаватора ЭКГ-5А. На год планируется 6800 машино-часов, т.е. по 566 машино-часов в месяц. Межремонтные сроки для экскаватора машино-часов: К = 24000, Т2 = 12000,     Т1 = 6000, РО = 500.

  1. Число капитальных ремонтов:

                   (7.1)

Принимается  Nк = 0

  1. Число текущих ремонтов Т2:

               (7.2)

 

Принимается  NТ2 = 0

 

  1. Число текущих ремонтов Т1:

                    (7.3)

 

Принимается  NТ1 = 1

  1. Число ремонтных осмотров РО:

          (7.4)

 

Всего в течение года должно быть выполнено: 1 текущий ремонт Т1 и 12 ремонтных осмотров РО.

Для Atlas Copco T4BH на год планируется 4534 машино-часов в год или 566 часов в месяц. Межремонтные сроки для бурового станка машино-часов: К = 12800, Т2 = 6400,  Т1 = 3200 и РО = 400

  1. Число капитальных ремонтов:

Принимается  Nк = 0

  1. Число текущих ремонтов Т2:

                 (7.5)

Принимается  NТ2 = 1

  1. Число текущих ремонтов Т1:

      (7.6)

Принимается  NТ1 = 1

  1. Число ремонтных осмотров РО:

 

Всего в течение года должно быть выполнено 1 текущий ремонт Т2, 1 текущий ремонт Т1  и 15 ремонтных осмотров РО.

 

Графический метод

 

Графическим методом определяются число ремонтов и технических обслуживаний оборудования, а также сроки их проведения. Графики представлены ниже на рисунках 7. 1 и 7.2.

Рис.7.1. График определения числа технических обслуживаний и ремонтов ЭКГ-5А

Рис.7.2. График определения числа технических обслуживаний и ремонтов Atlas Copco T4BH

 

Как видно из графиков, в течение года должно быть выполнено:

Для ЭКГ-5А - один текущий ремонт Т1  18/XI и 12 ремонтных осмотров, проводимых соответственно 27/I, 24/II, 21/III, 17/IV, 14/V, 8/VI, 6/VII, 2/VIII, 29/VIII, 26/IX, 21/X, 15/XII.

Для Atlas Copco T4BH - один текущий ремонт Т2  10/XII , один Т1  20/VI и 15 ремонтных осмотра, проводимых соответственно 21/I, 13/II, 4/III, 25/III, 17/IV, 8/V, 29/V, 11/VII, 3/VIII, 24/VIII, 15/IX, 6/X, 27/X, 18/XI, 31/XII.

 

Метод номограмм

Построение номограмм производится в соответствии с действующими нормативами на ремонт и техническое обслуживание.

 

Рис. 7.3. Номограмма для определения количества технических обслуживаний и ремонтов ЭКГ-5А

 

 

 

 

Рис. 7.4. Номограмма для определения количества технических обслуживаний и ремонтов Atlas Copco T4BH

 

  • Как видно из номограмм 7.3. и 7.4., в течение года должно быть выполнено:
  • Для ЭКГ-5А - один текущий ремонт Т1 и 12 ремонтных осмотров.
  • Для Atlas Copco T4BH - один текущий ремонт Т2, один Т1 и 15 ремонтных осмотра.

 

 

 

 

 

8 Параметры технологических процессов

 

8.1 Подготовка горных пород к выемке

 

Расчет параметров буровзрывной подготовки пород к выемке выполнен согласно «Методическому руководству по выбору схем ведения взрывных работ на угольных разрезах с учетом физико-механических свойств пород и использования средств меха­низации», НИИОГР, 1981 г.

Исходя из структурных и прочностных характеристик угольного и породного массива, принятой технологической схемы, высоты уступа, емкости ковша применяе­мых экскаваторов, приняты следующие основные параметры БВР:

-   диаметр скважинного заряда-0,216 мм;

-   удельный расход ВВ на угле - 0,2 кг/м3.

-   удельный расход ВВ на породе - 0,65 кг/м3.

Расчеты элементов буровзрывных работ выполнены для условий взрывной под­готовки вскрышных пород при высоте уступа 10 м, угля  - при высоте уступа 5 м. Результаты расчета приведены в таблице 8.1.

Таблица 8.1

Расчеты элементов буровзрывных работ

Наименование показателей

Единицы измерения

Уголь

Категория   пород   по  блочности

-

I

Удельный расход эталонного ВВ

кг/м3

0,2

Тип ВВ

-

Граммонит 79/21

Высота уступа

м

10,0

Угол наклона скважин к горизонту

град.

90

Длина перебура (недобура)

м

1,7

Глубина скважины

м

11,7

Тип скважинного заряда

-

сплошной

Кол-во воздушных промежутков

шт.

0

Длина заряда

м

8,2

Длина забойки

м

3

Масса скважинного заряда

кг

79

Линия сопротивления по подошве уступа

м

7

Расстояние м/у рядами скважин

м

6

Расстояние м/у скважинами в ряду

м

6

Кол-во рядов скважин

шт.

4

Ширина буровзрывной заходки

м

29

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Рис.8.1. Схема расположения скважин на взрывном блоке

 

 

 

 

 

 

Рис.8.2. Схема коммутации взрывной сети

 

 

 

 

 

 

Рис.8.3. Параметры развала

 

 

 
   

 

 

Рис.8.4. Конструкция скважинного заряда

 

В соответствии с требованиями ЕПБ при взрывных работах, каждое предпри­ятие, ведущее взрывные работы с применением массовых взрывов, должно иметь типо­вой проект производства буровзрывных работ, являющийся базовым документом для разработки проектов массовых взрывов. Поэтому в процессе эксплуатации для каждого взрываемого блока составляется паспорт буровзрывных работ, в котором рассчитыва­ются параметры с учетом конкретных условий, сложности массива и разной прочности пород.

 

8.1.2. Безопасные расстояния до охраняемых объектов при производстве взрывных работ

 

Расчеты безопасных расстояний при производстве взрывных работ выполнены согласно методике, изложенной в ЕПБ при взрывных работах. Расчеты произведены для условий взрывания пород вскрышного уступа высотой 15 м, отраба­тываемого по транспортной технологии при параметрах взрывной подготовки пород к выемке, принятых настоящим проектом.

 

8.1.2.1. Определение зон, опасных по разлету отдельных кусков породы

 

Расстояние rразл., опасное для людей по разлету отдельных кусков породы при взрывании скважинных зарядов, рассчитанных на разрыхляющее (дробящее) действие, определяется по формуле:

 

rразл = 1250 · ήз· = 1250 · 0,7 · ·  = 287,6 м,

 

где - коэффициент заполнения скважины взрывчатым веществом;

ή з = = 0,7

-длина заряда в скважине, м;

L - длина скважины, м;

f - коэффициент крепости пород по проф. М.М. Протодъяконову;

 - коэффициент заполнения скважины забойкой;

= 1

 - длина забойки, м;

 - длина свободной от заряда верхней части скважины, м;

d - диаметр взрываемой скважины, м;

а - расстояние между скважинами в ряду или между рядами, м.

Принятое значение расстояния опасного для людей по разлету отдельных кусков породы при взрывании скважинных зарядов определено округлением в большую сто­рону расчетного значения до величины, кратной 50 м, r рлзл., - 300 м.

 

8.1.2.2. Определение сейсмических безопасных расстояний при взрывах

 

Расстояния гс, на которых колебания грунта, вызываемые неодновременным взрыванием N зарядов взрывчатого вещества общей массой Q со временем замедления между взрывами каждого заряда не менее 20 мсек., становятся безопасными для зданий и сооружений, определяются по формуле:

 

 

где Кг - коэффициент, зависящий от свойств грунта в основании охраняемого здания (сооружения);

Кс - коэффициент, зависящий от типа здания (сооружения) и характера за­стройки;

 - коэффициент, зависящий от условий взрывания;

N - количество зарядов взрывчатого вещества;

Q - общая масса всех зарядов, кг.

Приведенный выше расчет сейсмических безопасных расстояний при взрывах относится к зданиям, находящимся в удовлетворительном техническом состоянии. При наличии повреждений в зданиях (трещин в стенах и т. п.) расчетные расстояния долж­ны быть увеличены. Это увеличение устанавливается по заключениям специализиро­ванных организаций. При отсутствии таких заключений безопасные расстояния долж­ны быть увеличены не менее чем в 2 раза.

 

8.1.2.3. Определение расстояний, безопасных по действию ударно-воздушной волны при производстве взрывных работ

 

Расчет расстояний, безопасных по действию ударных воздушных волн на за­стекление, при взрывах скважинных зарядов рыхления длиной заряда более 12 своих диаметров в породах VI-VIII групп по классификации СНиП при короткозамедленном взрывании производится по формулам:

где Кквз- коэффициент, зависящий от интервала замедления при короткозамед­ленном взрывании, Кквз=1,2 при замедлении 35 мсек.;

Qэ - эквивалентная масса заряда одной группы замедления, вычисленная по формуле:

Qэ= 12*P*d*Kз*N = 12*30,6*0,216*0,002*82 = 13кг

где Р - вместимость ВВ в 1 м скважины, кг/м;

d - диаметр скважины, м;

К3 - коэффициент, значение которого зависит от отношения длины забойки к диаметру скважины, К3=0,002 при Iзаб=1,7м и d=0,216 м;

N - количество скважин, взрываемых одновременно в составе группы замед­ления.

Расчетное безопасное расстояние по воздействию ударных воздушных волн на застекление, определенное по приведенным выше формулам, соответствует условиям проведения взрывных работ при положительной температуре воздуха, при отрицатель­ных температурах безопасное расстояние должно быть увеличено не менее чем в 1,5 раза, что в данном конкретном случае увеличивает расстояние по ударно -воздушно-волновой безопасности до 244 м.

 

8.1.2.4. Результаты расчетов безопасных расстояний до охраняемых объектов при производстве взрывных работ

 

В непосредственной близости от мест производства взрывных работ на «Березовском угольном разрезе» нет зданий и сооружений, подлежащих охране от воздейст­вия поражающих факторов промышленных взрывов.

 

 

В сводном виде результаты расчетов безопасных расстояний до охраняемых объектов при производстве взрывных работ приведены в таблице 8.2.

Таблица 8.2

Поражающий фактор

промышленных взрывов

Характеристика охраняемых объектов

и условий взрывания

Безопасное расстояние

при взрывах

1

2

3

Ударно- воздушная

волна

Охрана остекления, при температуре воздуха:

положительной

отрицательной

 

183,3 м

275 м

Сейсмическое

воздействие

Охрана двух-трехэтажных зданий с кирпичными стенами, при техническом состоянии:

удовлетворительном

при наличии повреждений

 

 

78 м

156 м

Разлет отдельных кусков породы

Охрана людей, находящихся вне укрытий

250 м

 

При изменении параметров буровзрывных работ и схемы коммутации взрывной сети относительно принятых в проекте необходимо произвести пересчет безопасных расстояний до охраняемых объектов по приведенной выше методике.

 

8.1.2.5. Правила безопасности при ведении буровзрывных работ

 

Рабочее место для ведения буровых работ должно быть обеспечено:

- подготовленным фронтом работ (очищенной и спланированной рабочей I площадкой);

- комплектом исправного бурового инструмента;

- паспортом (технологической картой, проектом) на бурение.

Маркшейдерское обеспечение буровзрывных работ осуществлять в соответствии с требованиями Инструкции по производству маркшейдерских работ.

Буровой станок должен быть установлен на спланированной площадке, на безопасном расстоянии от верхней бровки уступа, определяемом расчетами или проектом, но не менее чем 2 м, а его продольная ось при бурении первого ряда скважин должна быть перпендикулярна бровке уступа.

Запрещается подкладывать куски породы под домкраты станков. При установке буровых станков шарошечного бурения на первый от откоса ряд скважин управление станками должно осуществляться дистанционно.

Перемещение бурового станка с поднятой мачтой по уступу допускается по спланированной площадке. При перегоне бурового станка с уступа на уступ мачта  должна быть опущена, буровой инструмент снят или надежно закреплен. Каждая скважина диаметром более 250 мм после окончания бурения должна быть перекрыта. Участки таких пробуренных скважин должны быть ограждены предупредительными знаками.

Шнеки у станков вращательного бурения с немеханизированной сборкой-разборкой бурового става и очисткой устья скважины должны иметь ограждения, сблокированные с подачей электропитания на двигатель вращателя.

Запрещается работа на станках с неисправными ограничителями переподъема бурового снаряда, при неисправном тормозе лебедки и системы пылеподавления на станках шарошечного бурения.

Подъемный канат бурового станка должен рассчитываться на максимальную нагрузку и иметь пятикратный запас прочности. При выборе каната необходимо руководствоваться заводским актом-сертификатом. Не менее одного раза в неделю механик участка или другое специально назначенное лицо должны проводить наружный осмотр каната и делать запись в журнал о результатах осмотра. Выступающие концы проволок должны быть обрезаны. При наличии в подъемном канате более 10% порванных проволок на длине шага свивки его следует заменить.

При бурении перфораторами и электросверлами ширина рабочей бермы должна быть не менее 4 м, подготовленные для бурения негабаритные куски следует укладывать устойчиво в один слой вне зоны возможного обрушения откоса уступа.

 

 

 

8.2. Выемочно-погрузочные работы

 

8.2.1 Параметры забоя

 

Высота уступа по полезному ископаемому устанавливается, исходя из параметров экскаватора Volvo EC 460B по условиям прочерпывания угольного забоя при наименьших потерях в треугольнике при наклонном залегании угольного пласта  и исходя из технологических схем отработки пластов угля с углами падения более 25°, принимаем высоту равную 5 м.

Высоту уступа по скальным породам для экскаватора ЭКГ-5А принимаем при условии:

Ну1,5∙Нумах, м,

где    Ну - высота вскрышного уступа, м;

Нумах - максимальная высота черпания, м.

Ну1,5∙10,3 = 15 м

Принимаем высоту вскрышного уступа по коренным породам равную 10 м. Высота уступа по наносам для экскаватора ЭКГ-10 при условии:

Ну Нчмах, м

Принимаем Ну = 15 м.

Высота подуступов уступа по нарезке разрезных траншей и по междупластью принимаем равной высоте добычного уступа, т.е. 7,5 м.

Рабочий угол откоса уступа р = 70°, устойчивый угол откоса уступа

у = 50°.

Ширина призмы возможного обрушения:

Вп = 20 · (ctg 50° - ctg 70°) = 9,5 м

 

 

 

 

 

 

 

Рис.8.5. Технологическая схема отработки вскрышного уступа экскаватором ЭКГ-5А

 

 

 

 

 

 

 

Рис.8.6. Технологическая схема отработки вскрышного уступа экскаватором ЭКГ-5А с предварительным рыхлением

 

 

 

Рис.8.7. Технологическая схема отработки полезного ископаемого экскаватором Volvo EC 460B.

 

 

 

8.2.2 Правила безопасности при выемочно-погрузочных работах

 

При передвижении экскаватора по горизонтальному участку или на подъем ведущая ось его должна находиться сзади, а при спусках с уклона - впереди. Ковш  должен быть опорожнен и находиться не выше 1 м от почвы, а стрела должна быть   установлена по ходу экскаватора.

При движении шагающего экскаватора ковш должен быть опорожнен, а стрела должна быть установлена в сторону, обратную направлению движения экскаватора.

При движении экскаватора на подъем или при спусках необходимо предусматривать меры, исключающие самопроизвольное скольжение.

Перегон экскаватора должен осуществляться по трассе, расположенной вне призм обрушения, с уклонами, не превышающими допустимые по техническому паспорту экскаватора, и имеющей ширину, достаточную для маневров. Перегон экскаватора должен производиться по сигналам помощника машиниста или специально назначенного лица, при этом должна быть обеспечена постоянная видимость между ними.

Экскаватор следует располагать на уступе или отвале на твердом выровненном основании с уклоном, не превышающим допустимого техническим паспортом экскаватора. Расстояние между откосом уступа, отвала или транспортным сосудом и контргрузом экскаватора устанавливается паспортом забоя в зависимости от горно-геологических условий и типа оборудования, но в любом случае должно быть не менее 1 м.

При работе экскаватора с ковшом вместимостью менее 5 м (базовая модель) его кабина должна находиться в стороне, противоположной откосу уступа. При погрузке экскаваторами в железнодорожные вагоны и разгрузке их на экскаваторных отвалах поездная бригада должна подчиняться сигналам машиниста экскаватора, подаваемым в соответствии с сигналами, установленными при эксплуатации железнодорожного транспорта.

При погрузке в автотранспорт водители автотранспортных средств обязаны подчиняться сигналам машиниста экскаватора, значение которых устанавливается руководством предприятия (организации).

Таблицу сигналов следует вывешивать на кузове экскаватора на видном месте, с ней должны быть ознакомлены машинисты экскаватора и водители транспортных   средств.

Запрещается во время работы экскаватора пребывание людей (включая и обслуживающий персонал) в зоне действия экскаватора.

 Применяющиеся на экскаваторах канаты должны соответствовать паспорту. Канаты, подвески, стрелы подлежат осмотру не реже одного раза в неделю Механиком участка. На длине шага свивки допускается не более 15% порванных проволок от их общего числа в канате. Торчащие концы оборванных проволок должны быть отрезаны. Подъемные, тяговые и напорные канаты подлежат осмотру в сроки, установленные на предприятии.

Результаты осмотра канатов, а также записи об их замене с указанием даты установки и типа вновь установленного каната заносятся в журнал приема – сдачи смены.

В случае угрозы обрушения или оползания уступа во время работы экскаватора или при обнаружении отказавших зарядов взрывчатых материалов (ВМ) машинист экскаватора обязан прекратить работу, отвести экскаватор в безопасное место и поставить лицо горного надзора.

Для вывода экскаватора из забоя необходимо всегда иметь свободный проход.

При работе экскаватора на грунтах, не выдерживающих давления гусениц, должны осуществляться специальные меры, обеспечивающие его устойчивое положение. Погрузка экскаваторами типа драглайн в думпкары или другие емкости допускается при условии осуществления мероприятий по безопасным методам работы, включая защиту от прикосновения ковшом к контактному проводу. Мероприятия утверждаются главным инженером предприятия (организации).

 

 

8.3. Перемещение карьерных грузов

 

8.3.1. Выбор вида транспорта

 

Рациональный для конкретных условий вид транспорта или транспортный комплекс выбирают на основе технико-экономических расчётов возможных ва­риантов в данном проекте вид транспорта принимается по научно-опытным ре­комендациям в результате сопоставления рациональной области использования анализируемых видов транспорта с конкретными условиями.

Критически сопоставляя рассматриваемые условия с рациональными пре­имущественными условиями применения основных видов транспорта, устанав­ливаем, что рассматриваемые условия наиболее близки к условиям применения автомобильного транспорта. Основными факторами предопределяющими при­менение автомобильного транспорта, являются следующие:

- небольшая дальность транспортирования;

однородность полезного ископаемого;

 

8.3.2. Выбор основного и вспомогательного транспортного оборудования

 

А. Транспортирование вскрышных пород

 

Принимая во внимание то, что расстояние транспортирования вскрышных пород от забоя до внутреннего отвала 1,2 - 1,7 км, а плотность груза приблизи­тельно 2,4 т/м3 и вместимость ковша экскаватора 10 м3, выбираем автосамосвал БелАЗ 7514-10 грузоподъёмностью 120 т геометрическим объёмом кузова 47м3.

Определяем фактическую массу груза.

Число ковшей по грузоподъёмности определяется по формуле:

                         ,                                                             (8.3.1)

 

   

 где  q – грузоподъёмность автосамосвала, т.

Vк– ёмкость ковша экскаватора, м3 ;

Кнк – коэффициент наполнения ковша, для пород IV категории по крепо­сти,

 Кнк = 0,96;

φц плотность породы в целике.

Число ковшей по ёмкости определится по формуле:

                                                                              (8.3.2)

где Кн – коэффициент наполнения кузова, Кн =1,15

Ку – коэффициент уплотнения, Ку = 0,84;

Vг – геометрический объём кузова, м3 .

Таким образом из двух получаемых значений видно, что число ковшей nк = 7 штук. Фактическая загрузка определиться по формуле:

                                                                (8.3.3)        т

 

Б. Транспортирование полезного ископаемого.

      

Учитывая тот факт, что расстояние транспортирования угля на разрезе «Краснобродский» находиться в пределах 3,5 – 1,5 км, а добычные работы ве­дутся в основном, экскаваторами ЭКГ – 10 с вместимостью ковша 10м3 , прини­маем для транспортирования полезного ископаемого автосамосвалы БелАЗ-7555Е с объёмом кузова 32м3 грузоподъёмностью 55т.

 

Определение фактической массы груза.

Число ковшей по грузоподъёмности определиться по формуле:

Число ковшей по ёмкости определиться по формуле

Фактическая загрузка определиться по формуле

т

Таким образом, для обеспечения бесперебойной работы принятого транспорта, принимается вспомогательное оборудование для механизации вспомога­тельных работ.

 

8.3.3. Транспортные коммуникации

 

Автомобильные дороги на разрезе спроектированы в соответствии с «Нормами проектирования автомобильных дорог промышленных предпри­ятий».

Дорожное покрытие принимается их следующих конструктивных слоев:

- покрытие из щебня толщиной 8см.

- щебёночное основание толщиной 40см.

- подстилающий слой из гравийно-песчаной смеси толщиной 45 см.

Общая мощность дорожной одежды составит 93 см, временные дороги на отвале и в забоях предусматривается соорудить из разрабатываемого скального материала.

 

 

 

 

  

 

 

 

 Таблица 8.3.

Вспомогательное оборудование для механизации вспомога­тельных работ

 

№ П/П

Машины и механизмы

Кол-во машин на 10 км пути

при щебеночно-гравийном покрытии.

1

Автогрейдер тяжёлого типа

1 - 0,35

2

Автогрейдер цепной

1 - 0,35

3

Бульдозер гусеничный, мощн.148 – 180лс.

1 - 0,35

4

Бульдозер колесный, мощн. до 200лс.

1 - 0,35

5

3.1 Автосамосвалы грузоподъемностью 4 – 8т

2 – 0,7

6

Кран автомобильный грузоподъемностью 3,0 – 5,0тс.

1 – 0,35

7

Каток моторный

2 – 0,7

8

Каток прицепной

1 – 0,35

9

Трактор с навесным оборудованием

1 – 0,35

10

Колесный погрузчик

1 – 0,35

11

Песко-разбрызгиватель

1 – 0,35

12

Снегоочистители:

автомобильный

тракторный

 

1 – 0,35

1 – 0,35

 

8.3.4. Определение средневзвешенных параметров трассы

 

Для построения расчётного профиля трассы, необходимо выбрать трассу от забоя до отвала по высотным отметкам. После чего строим рабочий профиль трассы, по которому в дальнейшем будет производиться следующие расчёты:

  1. Определяем расстояние между пикетами;
  2. Построение исходной схемы трассы (рис 8.9.);
  3. Рассчитываем уклон между высотными отметками по формуле:

                              iэ = (A2 – A1) / l ∙ 1000,                                    (8.3.4)

где iэ – уклон дороги ‰;

A1, A2 – высотные отметки, м

  1. Разбиваем трассу на характерные участки.
  2. На характерных участках трассы, где имеются повороты менее 200м, необходимо найти их радиусы и определить длину. Затем находим кривую пути по формуле:

                                                                                   (8.3.5)            

где R – радиус закруглений, м.

  1. Определяем приведённые уклоны по формуле:

                                       ,                                               (8.3.6)

где iпр – приведённый уклон участка трассы, ‰

  1. Зная, вышеперечисленные параметры, можем определить средневзвешенный уклон по забойной, траншейной, отвальной дороге и подъёма на отвал по формуле:

                                                                                      (8.3.7)

где li – длина i-го участка трассы, м;

  1. Определяем длину траншейной дороги:

                                                                                     (8.3.8)

Нтр = Автр - Антр,,

 где Нтр – высота траншеи, м;

Автр , Антр, - высотные отметки конца и начала траншеи, м;

  1. Построение расчётного профиля трассы (рис. 8.10.)

Данные для определения средневзвешенных уклонов характерных участков сведены в таблицу 8.4.

 

Таблица 8.4.

 

Данные для определения средневзвешенных уклонов

wк

lк, м

R, м

i,

H, м

i, ‰

li, м

27,75

14,25

 

 

 

0,75

 

 

 

45

80

 

 

 

225

15

105

 

 

 

195

32,14

56,25

93,33

55,43

68,89

111,11

37,04

26,67

0

194-185

203-194

224-203

249,5-224

265-249,5

280-265

285-280

287-285

287-287

59,89

70,5

 

 

 

111,86

280

160

225

460

225

135

135

75

50

 

‰,

 

 

 

‰,

iсво = 0‰

 

Нтр =285 -203 = 82м,

м

 

 

 

 

 

 

 

8.3.5. Расчет скоростей на участках трассы по динамической характеристике

 

Определяем основное удельное сопротивление w0 для каждого характерно­го элемента продольного профиля трассы, которое зависит от покрытия трассы и добавляя к нему qi или отнимая, получим суммарное удельное сопротивление Д в груженом и порожнем направлении, а затем по динамической характери­стике автосамосвала определяем скорости в грузовом и порожнем направлени­ях.

Динамический фактор определяется по уравнению:

                                                                               (8.3.9)

где w0 – осевое удельное сопротивление движению

                                    

где Ргр – масса автосамосвала с грузом, т.

Рпор – масса порожнего автосамосвала, т.

Расчеты скоростей при транспортировании вскрыши и полезного ископае­мого приведены в табл. 8.5. по условию тяги с проверкой по условию торможения.

В табл. 8.5. приняты следующие обозначения i - уклон харак­терного участка трассы; w0г, w0п – соответственно удельное осевое сопротивле­ние движению в грузовом и порожнем направлениях; н/кн.

Ксг, Ксп – коэффициент скорости, учитывающий отклонение фактических значений скорости движения от получаемых по динамической характеристики;

Vгд, Vпд – скорость движения определённая по динамической характери­стики в грузовом направлениях, км/ч.

Vгб, Vгб – предельно безопасная скорость в грузовом и порожнем направ­лениях, определяемая из условия LВLост . Здесь Lв – расстояние видимости, м

Lост – длина остановочного пути.

Vгр ,Vпр – расчётная скорость движения в грузовом и порожнем направле­ниях км/ч.

Расчет скоростей при транспортировании породы (вскрыши).

Расчёт безопасной скорости.

            (8.3.10)

 где LB – длина видимости водителя, м.

       Lм – длина машины, (Lм = 11,25м), м

tр – время реакции водителя, tр = 1,5.

Ψт – коэффициент сцепления колёс с дорогой при торможении Ψт = 0,2;

γ – коэффициент, учитывающий инерцию вращающихся масс автомобиля,

γгрγпор = 0,125

Забойные дороги.

Остальные расчёты скоростей при транспортировании вскрышных пород сведены в табл. 8.5.

 Таблица 8.5.

Расчёты скоростей при транспортировании вскрышных пород

Элементы продольного профиля

Сопротивление на элементе профиля, Н/кн

woг±i

Ксг

Vgг

Ксг·Vgг

Vбг

Vпг

i,‰

woг

woп

woп±i

Ксп

Vgп

Ксп·Vgп

Vбп

Vпп

Забойные дороги

-21,2

80

96

80+21,2

 

80-11,06

0,88

 

0,77

19

 

12

17,1

 

9,76

28,8

 

29,41

17,1

 

9,76

11,06

96-21,2

 

96+11,06

0,86

 

0,9

25

 

21

21,5

 

18,48

30,9

 

29,91

21,5

 

18,48

Траншейные дороги

-38,14

45

54

45+38,14

 

54-38,14

0,88

 

0,77

50

 

50

44

 

38,5

47,27

 

54,01

44

 

38,5

 

 

 

8.3.6 Определение основных показателей при эксплуатации и необхо­димого числа автосамосвалов

 

  1. Время рейса определяется по формуле:

            , мин                                                        (8.3.11)

где tп и tдв – соответственно время погрузки и время движения, мин;

     Тр, tдоп – соответственно время разгрузки и время дополнительное на маневры, мин.

tп = tц+nк                                                                                                    (8.3.12)

где tц – время цикла, мин

          nк - число ковшей, загружаемых в автомобиль

tдв = tгрi + tпорi                                                                                       (8.3.13)

где tгрi и  tпорi – время движения в грузовом и порожнем направлениях

                                                                             (8.3.14)

                                                                           (8.3.15)

где li – длина характерных участков, м

  vi – скорость на характерных участках трассы, км/ч.

                                                                                (8.3.16)

где tож – время ожидания погрузки и разгрузки tож = 2мин.

t - время на маневры перед разгрузкой при тупиковой схеме, t=1,2 мин.

t - время на маневры перед разгрузкой t= 0,67мин.

Транспортирование вскрышных пород.

                       

tр = 1,2мин

tдоп = 2+1,2+0,67=3,78мин.

Tр = 3+8,6+1,2+3,78 = 16,58мин.

     

  1. Определение числа рейсов за смену

                                                                                  (8.3.17)

где Rв – коэффициент использования сменного времени, Rв = 0,75;

Тсм – продолжительность смены 12 часов.

n = 720·0,75/16,58 = 30рейсов

 

3. Сменная производительность одного автосамосвала определяется по фор­муле:

                                                                    (8.3.18)

где Кд – коэффициент использования грузоподъемности автосамосвала,

                                                                                            (8.3.19)

qф – фактическая масса груза в кузове машины.

Кд = 111/120 = 0,92

Qэсм = 30·120·0,92 = 3312 т/см

  1. Число рабочих автосамосвалов определяется по формуле:

                                                                                      (8.3.20)

где fгн - коэффициент неравномерности потока, fгн = 1,2;

Q – сменная производительность экскаватора, м3/см

Инвентарный парк автосамосвалов определиться по формуле:

                                                                                   (8.3.21)     

где - коэффициент технической готовности автопарка, = 0,75

Nр = 1,2·6375∙2,4/3312= 5,9 ;

Nинв = 5,9/0,75 = 7,8 ≈ 8 штук

  1. Расчет расхода топлива, который определяется по формуле:

                                                        (8.3.22)

где qтс – теплотворная способность дизельного топлива (q = 10000ккал/кг ≈ 4186,8∙103Дж);

А – работа на транспортирование, Дж

                                      А = Агр +Апор,                                                  (8.3.23)

              Где   Агр =                         (8.3.24)

                      Апор=                          (8.3.25)               

где Si – длина участка с положительным уклоном

STi  - длина участка с отрицательным уклоном, м

Фактический расход топлива.

Определяется по формуле;

                                                                   (8.3.26)

где R3 – коэффициент, учитывающий повышение расхода топлива в зимнее время на 10%.

RН – коэффициент, учитывающий расход горючего на внутригаражные расходы (регулировка, обкатка и т.п.) составляет около 8% расхода топлива на 100км.

RМ – коэффициент, учитывающий расход топлива на маневры, RМ= 1,05-1,1.

 

При транспортировании вскрыши.

 

А = 332884681+147663982 = 480548663Дж

 

8.3.7. Пропускная и провозная способность автодорог

 

Пропускная и провозная способность автодорог будет рассчитываться для участка трассы, общего для грузопотоков вскрыши и полезного ископаемого. Этот участок трассы будет ограничивающим.

Ширина проезжей части для двухстороннего движения автосамосвалов оп­ределиться по формуле:

                                                                        (8.3.27)

где Rв – коэффициент, учитывающий влияние встречного движения,

Rв = 1,2.

Ва – ширина автомобиля с наибольшей грузоподъемностью, м;

ΔВг – величина учитывающая влияние основных габаритных размеров автоса­мосвалов на условия их вождения, ΔВг = 5.

В = 2·1,2·6,1+5=19,64м.

Так как у нас двух полосная дорога с встречным движением, то для расчета пропускной способности целесообразно найти действительную пропускную

способность для однополосной дороги в одном направлении, как для вскрыши, так и для полезного ископаемого.

По вскрыше

                                                                  (8.3.28)

где Кq – коэффициент неравномерности движения, Кq = 1,5;

S – интервал между автомобилями

                           (8.3.29)

где tр – время реакции водителя и время привидения тормозов в действие, tр = 1,5с;

V – коэффициент, учитывающий инерцию вращающихся масс автомобиля;

ψТ коэффициент сцепления колёс с дорогой при торможении, ψт = 0,2. 

w0 – удельное осевое сопротивление движению автомобиля, н/кн.

i – Уклон автодороги, ‰

Lм – длина машины.

S

 

 

 

 

8.4.8. Управление работы карьерного транспорта

 

Предлагается проектом система «Карат», которая представляет диспетчеру информацию о ходе погрузочно – разгрузочных-транспортных работ в карьере. Критерием управления в этом случае является поддержание качества горной массы.

Управление производиться с помощью специального наборного поля, расположенного на пульте диспетчера. В начале смены автосамосвалы закрепляют за экскаваторами в соответствии с заранее рассчитанной программой работы карьера, а в ходе работы - пере закрепляют при резких изменениях производственной ситуации. При прохождении автоса­мосвалом контрольного пункта автоматически с помощью радиопередатчика и блока опознования считывается его номер, который дешифратором преобразу­ется в условный код и поступает на наборное поле.

Система работает в двух независимых режимах: взвешивания (при движе­нии автосамосвала из карьера к пункту отгрузки) и переадресации (при движе­нии порожнего автосамосвала в карьер).

 

8.4 Отвалообразование

 

8.4.1 Общая характеристика отвальных работ

 

Проектом предусматривается внутреннее и внешнее отвалообразование. Это позволяет сократить изъятие земель под внешние отвалы и минимизировать объем остаточной выемки участка открытых горных работ.

Размещение вскрышных пород производится в количестве 46727 тыс.м3.

Отвалообразование – бульдозерное, с использованием бульдозеров Т-25.01, Т-35.01, Komatsu D275A-5.

Рабочий фронт на породном отвале предусматривается из 3-х участков, по 50 м каждый:

  • на первом участке производится разгрузка автотранспорта;
  • на втором – отвалообразование, планировочные работы и устройство ограждающего вала;
  • третий участок – резервный.

На каждом из этих участков попеременно производится отсыпка породы автосамосвалами и планировочные работы. Отвалообразование на каждом участке осуществляется в течение 2-х суток, перерыв для осадки пород составляет 4-6 суток. Такой порядок отсыпки предотвращает внезапное разрушение отвальных ярусов.

Характеристика внутреннего отвала приведена в таблице 8.6.

 

Таблица 8.6

Характеристика отвалов

Наименование отвалов

Параметры отвала

площадь, га

высота, м

отметка верха отвала, м

емкость отвала, тыс. м3

геометрическая

«в целике»

Внешний отвал

77,25

До 130

+420

36000

31304

Внутренний отвал

35,95

До 150

+300

17736

15423

 

Геометрическая емкость отвала включает объем вскрышных пород с учетом остаточного коэффициента разрыхления Кр = 1,15.

 

8.4.2. Способ отвалообразования. Механизация отвальных работ

 

Вскрышные породы на отвал предусматривается транспортировать автосамосвалами БелАЗ-7547 и БелАЗ-7555 грузоподъемностью 45 и 55 т соответственно, перемещение породы и формирование отвала предусматривается осуществлять бульдозерами Т-25.01, Т-35.01, Komatsu D275A-5 .

Складирование вскрышных пород участка предусматривается осуществлять на внешнем и внутреннем отвалах. Схема размещения отвалов представлена на рисунке 8.11.

 

 

 

 

 

Рис. 8.11. Схема размещения отвалов

 

Наносы, коренные породы и навалы складируются в отвал совместно.

Отсыпка отвала осуществляется ярусами, высотой 30 м.

Распределение вскрышных пород по годам эксплуатации в соответствии с календарным планом горных работ приведено в таблице 8.7.

 

Таблица 8.7

Календарный план отвальных работ

 

Годы эксплуатации

Объемы вскрыши в целике, тыс.м3

Объемы вскрыши в отвале[1], тыс.м3

Внешний

Внутренний

Всего

Внешний

Внутренний

Всего

2018

5 784

 

5 784

6652

 

6652

2019

6 100

 

6 100

7015

 

7015

2020

8 000

 

8 000

9200

 

9200

2021

7 000

 

7 000

8050

 

8050

2022

4420

2 580

7 000

5083

2967

8050

2023

 

9 871

9 871

 

11352

11352

2024

 

2 972

2 972

 

3418

3418

Всего

31 304

15 423

46 727

36 000

17 736

53 736

 

 

 

 

 

  1. ВСПОМОГАТЕЛЬНЫЕ РАБОТЫ

 

В ряде экскавации и транспортирования горной массы возникает необходимость в ряде вспомогательных работ. К ним относятся:

  • зачистка угольных пластов;
  • планировка трассы;
  • содержание оборудования в технически исправном состоянии;
  • расчистка подъездов к экскаваторам;
  • планировка площадок для бурения;
  • отсыпка и очистка автодорог;
  • очистка транспортных средств от налипаниия и примерзаниия породы;
  • доставка людей и оборудования и др.

Зачистка угольных пластов, расчистка подъёздов к экскаваторам, планировка трасс и площадок для бурения производиться с помощью бульдозера Т 25.01.

Заряжание скважин осуществляется механизировано с применением зарядной машины МЗ 4А.

С целью предотвращения налипания и примерзания породы к стенкам кузовов транспортных средств устанавливаются профилактические пункты, на которых кузова автосамосвалов обрабатываются специальными растворами.

 

9.1. Пассажирские и хозяйственные перевозки

 

Проезд трудящихся до промплощадки осуществляется городским транспортом.

Доставка трудящихся от промплощадки до горных работ, непосредственно на ра­бочие места, предусматривается автобусом «Вахта». Для руководства и начальников участков намечается использовать имеющиеся легковые автомобили ГАЗ, на хозяйственных перевозках - имеющийся автомобиль Урал.

Перечень оборудования приведён в таблице 9.1.

 

 

 

 

Таблица 9.1

Перечень оборудования

Наименование

Тип, марка

Количество

1

2

3

Автобус “Вахта”

КамАЗ-4208

1

Автомобиль легковой

ГАЗ-31105

2

Автомобиль г/п 13 т

Урал

1

 

9.2. Водоотлив

 

Для сбора и выдачи подземных и поверхностных вод с поля участка открытых ра­бот проектом предусматривается оборудование передвижной водоотливной установки, устанавливаемой у зумпфа в нижней точке отрабатываемого горизонта. Ожидаемые притоки карьерных вод по периодам отработки участка приведены в таблице 9.2.

 

Таблица 9.2

Притоки  подземных и поверхностных вод

            Период эксплуатации

Ожидаемые притоки м3/час

Подземных вод

Поверхностных вод

2018г.

25

 

87

 

2019г.

 

27

 

85

 

2020г.

 

27

 

85

 

2021г.

 

27

85

 

2022 г.

28

86

 

Для обеспечения откачки ожидаемых расчетных притоков, передвижная водоот­ливная установка оборудуется двумя насосами типа ЦНС 180-340 (1 рабочий + 1 ре­зервный) производительностью по 180 м3/час, напором 340 м с электродвигателями мощностью по 315 кВт, 380 В, 1500 об/мин с выдачей воды в отстойник карьерных вод, расположенный на отметки +375 м по напорному трубопроводу диаметром 200 мм длиной 600 м.

Насосные агрегаты с электрооборудованием размещаются в специальном контей­нере на салазках.

 

9.3 Блок ремонтно–складского хозяйства

 

Блок РСХ предусмотрен для выполне­ния технических обслуживаний и текущих ремонтов технологических автомобилей Бе­лАЗ, бульдозеров, дорожной и вспомогательной техники.

Ремонтные осмотры, техническое обслуживание горного оборудования, а так же оборудования техкомплекса выполняются на местах его установки. Станочные работы - в блоке РСХ.

 

 

 

 

 

 

10 ЭЛЕКТРОСНАБЖЕНИЕ

 

10.1 Общая схема электроснабжения карьера

 

Согласно техническим условиям подключение проектируемой ЛЭП будет осуществляться от ячейки 6 кВ №21 п/с «Северный Маганак» 35/6 кВ, которая находится в 0,43 км северо-восточнее от границы горного отвода.

Внутреннее электроснабжение всех электроприемников разреза предусматривается осуществлять от приключательных пунктов типа ЯКУ, передвижных трансформаторных подстанций, а также линий электропередач и кабельных сетей.

Для подключения экскаваторов к воздушным или кабельным линиям применяются переключательные пункты. Они состоят из разъединителей и предохранителей и выключателей нагрузки (ЯКУ-10) (табл. 10.1). Приключательный пункт устанавливается на салазки и имеет кабельный вывод для питания экскаватора.

Таблица10.1

Технические характеристики приключательного пункта ЯКУ-10

Наименование показателей

Значения

Номинальное напряжение, кВ

6; 10

Номинальный ток, А

630

Ввод

Воздушный (кабельный)

Число выводов

1; 2

Исполнение выводов

Кабельное

Тип выключателя

Вакуумный

Степень защиты встроенного электрооборудования по ГОСТ 14254-80

IP 54

Климатическое исполнение по ГОСТ 15150-69

VI

Габариты, мм:

 

- длина

2500

- ширина

2180

- высота при вводе:

 

кабельном

4500

воздушном

2900

Масса, кг

1500 (1200)

 

Передвижная комплектная трансформаторная подстанция представляет собой однотрансформаторную подстанцию тупикового типа наружной установки.

Состоит из корпуса сборно-сварной каркасной конструкции, установленной своим основанием на сани из металлических труб. Внутрь корпуса через двери устанавливается силовой трансформатор. На вводе встроенный шкаф с устройством высокого напряжения, разъединителем с заземляющими ножами и предохранителями. На выводе распредустройство низкого напряжения с коммутационными аппаратами, установкой аппаратуры защиты и учета.

Шкафы высокого и низкого напряжения закрываются дверьми, запирающимися на замки.

Уравнивание потенциалов выполнено присоединением всех металлических конструкций к заземляющему контуру. Все соединения в заземляющей сети предусматривается производить сваркой внахлестку.

Для безопасной работы прибора учета, установленного в распредустройстве низкого напряжения, предусматривается электроподогрев.

Передвижные комплектные трансформаторные подстанции типа
ПКТП 400/6-0,4 кВ (табл. 10.2) предназначены для питания горных машин и механизмов сравнительно небольшой мощности. Передвижные комплектные трансформаторные подстанции типа  ПКТП 25/6-0,23 кВ (табл. 10.2) предназначены для электроснабжения переменным током осветительных установок и других вспомогательных передвижных электроприемников.

Таблица 10.2

Технические характеристики ПКТП 400/6-0,4 кВ и ПКТП 25/6-0,23 кВ

Наименование показателей

Тип подстанции

25/6

400/6

1

2

3

Номинальная мощность, кВА

25

400

Номинальное первичное напряжение, кВ

6±5%

6±5%

Номинальное вторичное напряжение, кВ

0,4; 0,23

0,4

Схема и группа соединения обмоток

Y/Yн

Y/∆-11

Напряжение короткого замыкания, %

3,7

3,5

Ток холостого хода, %

6,0

2,5

Ввод ВН

Воздушно-кабельный

Число выводов НН

1

3

Исполнение выводов

Кабельное

Тип выключателей выводов

-

А 3700

Степень защиты встроенного электрооборудования по ГОСТ 14254-80

IP 54

IP 54

Климатическое исполнение по ГОСТ 15150-69

УХЛI

УХЛI

Габариты, мм:

 

 

- длина

2000

4200

Продолжение таблицы 10.2

1

2

3

- ширина

1300

1320

- высота при вводе:

 

 

кабельном

2170

2180

воздушном

4500

4500

Масса, кг

1900

4300

 

Со стороны высокого напряжения подстанции могут быть подключены как к воздушным, так и к кабельным сетям. Подстанции по своей конструкции со стороны высокого напряжения имеют два силовых ввода, один из которых может служить для транзитной передачи высокого напряжения, и три выходных фидера
(ПКТП 400/6-0,4) на низкой стороне для подключения потребителей на 0,4 кВ.

Общая схема электроснабжения приведена на рис. 10.1.

Рис. 10.1. Схема электроснабжения разреза «Берёзовский» участка «Северный Маганак»

 

10.2 Воздушные и кабельные линии электропередач

 

Линии электропередачи для питания участка «Северный маганак» разреза «Берёзовский» выполняются на деревянных опорах с железобетонным основанием.

Линия электропередачи ВЛ-6 кВ на деревянных опорах с железобетонным основанием выполнена по типовому решению серии 3.407-118 Выпуск-II «Унифицированные деревянные опоры ВЛ-6 кВ для особо гололедных районов и районов с повышенными скоростями ветра».

Технические решения по электроснабжению разреза приняты в соответствии с «Нормами безопасности на электроустановки угольных разрезов и требованиями по их безопасной эксплуатации» РД 05-334-99, «Правилами безопасности при разработке угольных месторождений открытым способом», «Нормами технологического проектирования», «Инструкцией по проектированию электроснабжения промпредприятий СН-174-75» и другими действующими нормативными документами.

Для выбора сечения проводов и жил кабеля предварительно определяем расчетный ток нагрузки в них.

Расчет  производится в соответствии с принятой схемой электроснабжения.

 

10.2.1 Определение тока нагрузки на воздушные и кабельные линии

  

Расчет тока нагрузки для буровых станков:

                                            , А;             (10.1)

где:

КС – коэффициент спроса,

cosφC – коэффициент мощности ,

iC – КПД сети;

Расчет тока нагрузки для экскаваторов:

                                      , А;       (10.2)

где:

Iа.дв – активная составляющая тока электродвигателя,

                                                 ,                      (10.2)

Iр.дв – реактивная составляющая тока электродвигателя,

                                           ;                               (10.4)

Iа.тр - активная составляющая тока трансформатора,

                                     ;                          (10.5)

Iр.тр - реактивная составляющая тока трансформатора,

                                          .                               (10.6)

 

Произведем расчет для экскаватора ЭКГ-5А:

А;

А;

, А;

А;

А.

 

Полученный результат занесем в таблицу 10.3

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

                                                                                                   

 

 

 

 

Таблица 10.3

Расчет воздушных и кабельных линий

№    

Тип провода или кабеля

Длина, м

Uн, кВ

Расчетный ток нагрузки, Iр , А

Выбор сечения, мм2

Предварительно выбранное сечение, мм2

Проверка сечения, мм2

Окончательно принятое сечение, мм2

По нагреву

По эконом. плотности

По мех. прочности

По потери напр.

По пуску и опракидыванию

По термостойкости

1-2

А

3200

6

183

2x16

2x95

2x16

2x95

2x95

2x95

2x95

А-95

2-3

А

150

6

91

16

95

16

95

95

95

95

А-95

3-4

А

50

6

30

16

25

16

25

25

25

25

А-25

4-5

КГЭХЛ

350

6

30

10

10

35

35

35

35

35

КГЭХЛ-3x35+1x10

3-6

А

200

6

61

16

50

16

50

50

50

50

А-50

6-7

А

50

6

31

16

25

16

25

25

25

25

А-25

7-8

КГЭХЛ

250

0,4

490

2x95

2x70

2x35

2x95

2x95

2x95

2x95

КГЭХЛ-3x95+1x10

6-9

А

100

6

30

16

25

16

25

25

25

25

А-25

9-10

А

50

6

30

16

25

16

25

25

25

25

А-25

10-11

КГЭХЛ

300

6

30

10

10

35

35

35

35

35

КГЭХЛ-3x35+1x10

2-12

А

150

6

92

16

95

16

95

95

95

95

А-35

12-13

А

50

6

1

16

10

16

16

16

16

16

А-16

13-14

КГЭХЛ

200

0,4

22,4

4

6

4

6

6

6

6

КГЭХЛ-3x10+1x4

12-15

А

200

6

91

16

95

16

95

95

95

95

А-95

15-16

А

50

6

30

16

25

16

25

25

25

25

А-25

16-17

КГЭХЛ

300

6

30

10

10

35

35

35

35

35

КГЭХЛ-3x35+1x10

15-18

А

250

6

61

16

50

16

50

50

50

50

А-50

18-19

А

50

6

31

16

25

16

25

25

25

25

А-25

19-20

КГЭХЛ

250

0,4

490

2x95

2x70

2x35

2x95

2x95

2x95

2x95

КГЭХЛ-3x95+1x10

18-21

А

100

6

30

16

25

16

25

25

25

25

А-25

21-22

А

50

6

30

16

25

16

25

25

25

25

А-25

22-23

КГЭХЛ

300

6

30

10

10

35

35

35

35

35

КГЭХЛ-3x35+1x10

                                                                                                                                                                                                                   Крепления проводов и изоляция приняты в соответствии с ПУЭ. Для промежуточных, анкерно-угловых и концевых опор приняты штыревые изоляторы типа ШС-10Г.

 

Переходы ВЛ-6 кВ через инженерные сооружения выполняются на повышенных опорах.

Подвод напряжения к передвижным электроприемникам осуществляется кабелями, поставляемыми заводами-изготовителями в комплекте с оборудованием.

Для соединения отрезков кабелей 6 кВ всех сечений используется штепсельный разъем типа СВК 10/500.

Для защиты электрооборудования и кабельных участков от грозовых перенапря­жений монтируются ограничители перенапряжений ОПН-6У1.

 

10.3 Освещение

 

Освещение мест ведения вскрышных и добычных работ предусматривается прожекторами, установленными на экскаваторах. Освещение отвалов и очистных сооружений осуществляется прожекторами, установленными на стальных передвижных опорах.

Освещение производственных объектов предусматривается осуществлять в соответствии с требованиями СНиП 23-05-95 «Естественное и искусственное освещение», «Правилами безопасности при разработке угольных месторождений открытым способом».

В основу выполненных расчетов электрического освещения были приняты нормы освещенности, установленные «Правилами безопасности при разработке угольных месторождений открытым способом», а также СНиПом П-4-79.

Принятые уровни освещенности:

  • территории в районе ведения работ – 0,2 лк на горизонтальной плоскости;
  • место работы машин в забое, на породных отвалах и других участках – 5 лк на горизонтальной плоскости, 8 лк на вертикальной;
  • места ручных работ – 5 лк на горизонтальной плоскости, 10 лк на вертикальной;
  • район работы бульдозера или другой тракторной техники – 0,5 лк на уровне поверхности гусениц трактора;
  • места разгрузки автомобилей на отвалах – 3 лк на горизонтальной плоскости;
  • место производства буровых работ – 5 лк на вертикальной плоскости.

Расчет освещения прожекторами производится методом светового потока. Суммарный световой поток (лм) для создания необходимой освещенности Emin рабочих поверхностей рассчитывается по следующей формуле:

;

где: S – площадь освещаемой поверхности, м2;

kз=1,5 – коэффициент запаса;

kп=1,15-1,5 – коэффициент, учитывающий потери света в зависимости от конфигурации освещаемой поверхности.

Необходимое количество прожекторов рассчитывается по формуле:

;

где: Fном.л – номинальный световой поток лампы прожектора, лм;

h=0,35-0,38 – КПД прожектора.

Освещение отвалов и очистных сооружений осуществляется прожекторами ПКН-5000 (табл. 10.) с лампами КГ-5000 и КГ-10000, установленными на стальных передвижных опорах высотой 15 м, согласно типовому решению серии 3.403-7.

Таблица10.4

Техническая характеристика прожектора ПКН-5000

Показатели

ПКН-5000

Лампа КГ-5000

Лампа КГ-10000

Мощность, Вт

5000

10000

Номинальный световой поток, клм

110

220

Напряжение, В

225

225

Номинальный ток, А

22

45

Основные размеры, мм:

 

 

·         длина

520

675

·         диаметр

20,5

27

Срок службы, ч

3000

3000

 

 

 

Расчет суммарного светового потока для создания необходимой освещенности рабочих поверхностей участка с учетом принятого коэффициента запаса – 1,5; коэффициента потерь света – 1,15; КПД прожектора – 0,38, а также необходимое количество прожекторов представлено в табл. 10..

Таблица 10.5

Расчет суммарного светового потока и необходимого количества прожекторов

Показатель

Обозна-

чение

Ед.
изм.

Внешние

отвалы

Внутренние отвалы

Очистные сооружения

Суммарный световой поток

∑F

лм

405

243 000,0

75141,0

Площадь освещаемой поверхности

S

м2

45

27 000,0

14520,0

Коэффициент запаса

кз

 

1,5

1,5

1,5

Коэффициент на потери света

кn

 

1,2

1,2

1,2

Необходимая освещенность

Еmin

лк

5,0

5,0

3,0

Номинальный световой поток

лампы прожектора

Fном.п

лм

220

220 000,0

110 000,0

КПД прожектора

h

 

0,38

0,38

0,38

Расчетное количество прожекторов

N1

шт.

4,8

2,9

1,8

Потребное количество прожекторов

N2

шт.

5,0

3,0

2,0

 

Напряжение сети рабочего освещения на лампах – 220 В. Ремонтного освещения – 36 В. Для ремонтного освещения используется понижающий трансформатор типа ЯТП-0,25 в ящике с выключателем и розеткой 36 В.

 

10.4 Характеристики электроприемников, электрические нагрузки

 

Основными потребителями электроэнергии на участке будут экскаваторы, буровой станок, насосы водоотлива, осветительные приборы для освещения внешних, внутренних отвалов, очистных сооружений и насосных установок. По оценке надежности электроснабжения все потребители проектируемого разреза относятся к II и III категориям.

Основные типы электроприемников и их количество представлены в
табл.10.6.

                               Таблица 10.6

Виды и количество электроприемников разреза

Наименование
электроприемников

Потребляемое напряжение, кВ

Необходимое количество, шт.

Объем работ

Оборудование

Экскаватор ЭКГ-5А

6

4

3993 тыс. м3/год

Буровой станок 5СБШ-200

0,4

1

98,3 тыс. п.м/год

Насосы водоотлива

ЦНС-500-160

0,4

1

113418,1 м3/год

ЦНС-300-120

0,4

1

46682,3 м3/год

ЦНС-38-66

0,4

1

5109,7 м3/год

ЦНС-13-70

0,4

2

3993,7 м3/год

ЦНС-38-44

0,4

1

7582,8 м3/год

ЦНС-60-50

0,4

2

25207,7 м3/год

ЦНС-38-66

0,4

2

60555,6 м3/год

Освещение

Внешние отвалы

0,23

5

3650 час/год

Внутренние отвалы

0,23

3

3650 час/год

Очистные сооружения

0,23

2

3650 час/год

Насосные установки

0,23

9

3650 час/год

 

Расчет электрических нагрузок произведен по методу удельного расхода электроэнергии (табл. 10.7)

 

 

 

 

 

 

 

 

Таблица 10.7

Таблица электрических нагрузок

Наименование приемников

Количество
приемников

Установленная мощность, кВт

Коэффициент
спроса

Косинус «j«

Тангенс «j«

Максимальная нагрузка

Годовой расход электроэнергии, тыс. кВт-ч

Одного приемника

Общая

активная, кВа

реактивная, кВа

полная, кВа

Оборудование

Экскаватор ЭКГ-5А (4,6Б)

4

250

1000

0,7

0,65

1

700

700

990

2395,8

Буровой станок 5СБШ-200

1

410

410

0,6

0,7

0,88

246

216,5

327,7

2043,9

Итого

5,0

660

1410

-

-

-

946,0

916,5

1317,7

4439,7

Водоотлив

ЦНС-500-160

1

307,0

307,0

0,8

0,8

0,72

245,6

176,8

302,6

72,6

ЦНС-300-120

1

140,0

140,0

0,8

0,8

0,72

32,0

23,0

39,4

6,9

ЦНС-38-66

1

10,2

10,2

0,8

0,8

0,72

16,3

11,8

20,1

2,8

ЦНС-13-70

2

5,0

10,0

0,8

0,8

0,72

8,0

5,8

9,9

1,4

ЦНС-38-44

1

6,8

6,8

0,8

0,8

0,72

5,4

3,9

6,7

1,4

ЦНС-60-50

2

12,8

25,6

0,8

0,8

0,72

20,5

14,7

25,2

5,4

ЦНСн-105-98

2

45,0

90,0

0,8

0,8

0,72

72,0

51,8

88,7

26,0

Итого

10,0

526,8

589,6

-

-

-

471,7

339,6

581,2

145,4

Освещение

Внешние

отвалы

5

10,0

50,0

1,0

0,9

0,46

50,0

23,0

55,0

182,5

Внутренние отвалы

3

10,0

30,0

1,0

0,9

0,46

30,0

13,8

33,0

109,5

Очистные

2

5,0

10,0

1,0

0,9

0,46

10,0

4,6

11,0

36,5

Насосные  установки

9

5,0

45,0

1,0

0,9

0,46

45,0

20,7

49,5

164,3

Итого

19,0

30,0

135,0

-

-

-

135,0

62,1

148,6

492,8

Всего по
разрезу

30,0

1966,8

2029,6

-

-

-

1552,7

1318,2

2047,5

5077,9

Всего по разрезу с коэф-том 0,9

30,0

1966,8

2029,6

-

-

-

1397,4

1186,4

1842,7

4570,1

                             

Годовой расход электроэнергии составляет 4570,1 тыс. кВт-ч.

 

 

 

10.5 Заземление и молниезащита

 

Защита электрооборудования от волн перенапряжения в сети 6 кВ выполняется в соответствии с требованиями «Нормативов по защите электроустановок открытых горных работ от атмосферных перенапряжений» и «Правил эксплуатации электроустановок».

Молниезащита предусматривается в соответствии с «Инструкцией по устройству молниезащиты зданий и сооружений», РД 34.21.122-87.

Заземление электроустановок напряжением до и выше 1000 В выполняется общим заземлением. Заземление осуществляется по цепи: электроприемник – заземляющая жила кабеля – заземляющий трос – центральное заземляющее устройство. Центральное заземляющее устройство выполняется из рельса Р65 длиной  3 м; рельсы заглублены по контуру на глубину 2,4 м от поверхности земли и соединяются стальной полосой 40х4 мм.

Общее сопротивление цепи заземления не должно быть более 4,0 Ом. Кроме того, приключательные пункты и передвижные трансформаторные подстанции заземляются на местные контуры заземления, которые выполняются из электродов 50х50х5 длиной 2 м, соединяемых стальной полосой 40х4. Местные контуры заземления присоединяются к заземляющему тросу С-50 общеучастковой сети заземления. Заземляющий трос подвешивается на крюках к опорам ВЛ-6 кВ.

Защита от заноса высокого потенциала по внешним металлическим коммуникациям осуществляется заземлением их на вводе в здания и сооружения.

У прожекторных мачт выполняются дополнительные контуры заземления с заглубленными электродами.

Не реже одного раза в месяц производится наружный осмотр всей заземляющей сети и измерение общего сопротивления заземления передвижных установок. Один раз в месяц производится замер сопротивления заземления заземляющих контуров.

Молниезащита передвижных трансформаторных подстанций, питающих осветительные установки и водоотлив, осуществляется вентильными разрядниками типа РВО-6, установленными в трансформаторных подстанциях. Такими же разрядниками защищается переход воздушной ЛЭП-6 кВ в кабельную линию. Кроме того, на концевых опорах ВЛ-6 кВ предусматривается установка вентильных или трубчатых разрядников РВО-6, РТВ-6 для защиты от перенапряжений и токов при грозовых разрядах.

Заземлению подлежат металлические части электроустановок, нормально не находящиеся под напряжением, но которые могут в случае повреждения изоляции оказаться под ним, в том числе:

  1. приводы электрической аппаратуры;
  2. вторичные обмотки измерительных трансформаторов, кроме случаев, предусмотренных «Правилами устройства электроустановок»;
  3. каркасы щитов управления и распределительных щитов;
  4. металлические корпуса кабельных муфт, металлические оболочки кабелей и проводов, стальные трубы электропроводок;
  5. корпуса прожекторов и осветительной аппаратуры;
  6. барьеры, металлические решетчатые и сплошные ограждения частей, находящихся под напряжением, металлические части, могущие оказаться под напряжением.

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

11 Охрана труда и промышленная безопасность

 

11.1 Перечень опасных и вредных производственных факторов, аварий. Общие меры по управлению безопасности труда

 

Перечень опасных и вредных производственных факторов и аварий, проявление которых возможно на разрезе, приведен в табл. 11.1.

 

Таблица 11.1

Перечень опасных и вредных производственных факторов и аварий, проявление которых возможно на разрезе

Опасные производственные факторы

Вредные производственные факторы

 

Аварии

1. Оползни и обрушения

2. Падение человека

3. Падение предмета

4. Поражение электротоком

5. Машины и механизмы

6. Транспортные средства

7. Термический ожог

8. Химический ожог

9. Силовое воздействие взрыва

10. Обморожение

11.Удушье, отравление

1. Оползни и обрушения

2. Падение человека

3. Падение предмета

4. Поражение электротоком

5. Машины и механизмы

6. Транспортные средства

7. Термический ожог

8. Химический ожог

1.Разрушение технических устройств;

2.Разрушение сооружений;

3.Неконтролируемый взрыв;

4.Выброс опасных веществ.

 

Для обеспечения безопасности работы рабочих и инженерно-технических работников, для выполнения плановых заданий разрезом, необходимо выпол­нить требования действующих нормативных документов, основными из кото­рых являются:

  • «Единые правила безопасности при разработке месторождений полезных ископаемых открытым способом»;
  • «Единые правила безопасности при взрывных работах»;
  • «Правила технической эксплуатации электроустановок»;
  • «Инструкции по профессиям».

 

 

11.2. Меры по предотвращению опасных производственных факторов

 

Меры по предотвращению ОПФ приведены в табл.11.2.

Таблица 11.2

Меры по предотвращению ОПФ

3.2 ОПФ

3.3 Меры по предотвращению фактора 

3.4 Раздел проекта

1.Оползни и обрушения 

1.      Обоснование величины:

-          высота уступа (Ну)

-          угол откоса борта разреза(γ)

-          угол откоса уступа (αу)

-          высота отвала (Но)

2. Отвод подземных и паводковых вод из прибортовой части разреза §2.2

1.      Система разработки(9)

2.      Определение границ открытых горных работ(3)

3.      Отвалообразование(7.4)

4.      Вспомогательные работы(12)

2.      Падение человека

Берма безопасности §2.2

1.  Система разработки(9)

3.   Падение предмета

1.      Сооружение земельного вала перед бермой безопасности

2.      Ширина дорог §2.2

1.   Перемещение карьерных грузов(7.3)

4.   Силовое воздействие взрыва

1.      Определение радиуса опасной зоны

2.      Выставление постов оцепления

3.      Утвержденный проект взрыва Приложение 1

1. Параметры производственных процессов(7.1)

5.   Поражение электрическим током

 

1.      Выполнение правил техники безопасности:

-          заземление

-          защита §9

1.      Вспомогательные работы(12)

2.      Электроснабжение карьера(13)

6.   Транспорт

ные средства

1.      Исправность рельсовых и путевых устройств

2.      Исправность локомотивов и думпкаров

3.      Исправность тормозных систем

4.      Соблюдение правил безопасности при установки автосамосвалов под погрузку и разгрузку §8

1.   Перемещение карьерных грузов(7.3)

3.5 ОПФ

3.6 Меры по предотвращению фактора 

3.7 Раздел проекта

 

7.   Машины и механизмы

 

1.      Отсутствие людей в радиусе вращения поворотной платформы и в радиусе действия крана экскаватора.

2.      Отсутствие людей вблизи ходовой части экскаватора и бурового станка во время передвижения. §5.2

 

1.   Система разработки(9)

8.   Термичес

кий ожог, химический ожог

1.         Выполнение противопожарных и других мер безопасности

Приложение 1

1.   Вспомогательные работы(12)

9.   Обморо жение

1.   Устройство тепляков на горных работах Приложение 1

1.   Вспомогательные работы(12)

10. Удушье, отравление

1.   Проветривание, использование распираторов, светлая вода в цинковых питьевых бочках Приложение 1

1.   Вспомогательные работы(12)

 

 

11.3 Меры по предотвращению вредных производственных факторов

 

Меры по предотвращению ВПФ приведены в табл.11.3.

 

Таблица 11.3

Меры по предотвращению ВПФ

 

ВПФ

Меры по предотвращению фактора 

Раздел проекта

1. Шум

Для снижения механического шума применяются:

1.      Бесшумные машины и механизмы;

2.      Эластичные муфты;

3.      Своевременная и полноценная смазка;

4.      Глушители: реактивные, активные и комбинированные;

5.      Обеспечение рабочих средствами защиты от шума.  

Выбор и эксплуатация горного оборудования

Вспомогательные работы

 

2. Вибрация

Применяются

1.      Виброгасящие прокладки из эластичного материала.

2.      Кнопочное управление механизмами.

3.      Дистанционное управление механизмами.

4.      В целях предупреждения у рабочих вибрационной болезни проводят комплекс профилактических мероприятий.

Выбор и эксплуатация горного оборудования

3. Вредные газы

Применение на автотранспорте нейтрализаторов выхлопных газов. Установки местного проветривания.

Вспомогательные работы

4. Пыль

Увлажнение угольных и породных забоев, автомобильных дорог, перегрузочных пунктов.

Обеспечение рабочих средствами индивидуальной защиты (распираторы)

Система разработки

Вспомогательные работы

5. Недостаточная освещенность

Обеспечение строгого контроля освещенности рабочих мест.

Равномерность света.

 Умеренная яркость света

 

6. Метеоусловия

Устройство канав, контроль за дорогами, утепление кабин самосвалов, экскаваторов, бурстанков.

Вспомогательные работы

 

11.4 Расчёт проветривания карьера

 

Определение средней глубины карьера определяется по формуле:

                                   (11.1)

где Нгр1, Нгр2, Нгрi, Нгрп – среднее значение глубины расположения точки встре­чи струи с бортом или дном карьера при взаимно противоположных направле­ниях, м;

Нср = (140 + 160 + 150 +95+70 + 60) = 112,5м

Определение среднего значения абсциссы точки встречи внешней границы струи направления ветра с дном или бортом карьера, определяем по формуле:

                                              (11.2)

где О, Хс1,  Хсi – значение абсциссы соответствующих профилей, м;

n+2 – число профилей.

Определяем коэффициент запаса вредностей, выделяющихся при движе­нии автосамосвалов в зону рециркуляции. Определяется по графической зави­симости.

Определение баланса вредностей в атмосфере карьера от внутренних ис­точников:

где Gл, Gт – интенсивность выделения вредностей линейными и точечными ис­точниками, расположенными в зоне рециркуляции.

На юго-западном борту центральной части разреза расположены два экс­каватора ЭКГ – 8И и два буровых станка.

       3СБШ – 200 – 60. Отработка этого участка ведётся на железнодорожный транспорт, поэтому расчёт ведётся только для точечных источников.

                                                          (11.4)

где n1, n2 – число горных машин соответствующего типа, шт;

q1, q2 интенсивность выделения вредностей источниками.

Интенсивность выделения пыли буровыми станками и экскаваторами оп­ределиться:

                                                (11.5)

                                                   (11.6)

где Пб, Пэ – число оборудования,

qб, qэ – интенсивность выделения пыли, мг/с; qб = 70м /с; qэ = 200м /с.

К0б , К0 э – коэффициент одновременной работы буровых станков, экскаваторов с постоянной интенсивностью выделения пыли.

Определение уровня загрязнения атмосферы карьера.

В соответствии со схемой проветривания (11.1) определяется концентра­ция пыли в зоне рециркуляции и за его пределами.

 а) концентрация пыли в зоне рециркуляции:

                                                                   (11.7)

где И1- скорость ветра в расчётном направлении, И1 = 4м/с.

α - длина зоны рециркуляции, α1 = 2000м.

 

                                                             (11.7)

За пределами зоны рециркуляции

                                                                            (11.8)

           

 

Сравниваем уровень загрязнения Срn  и С n  с ПДК пыли при содержании в ней 10% SiO2 (Cqn = 2м2 3 ). Т.к.Срn и С1n меньше ПДК, то дополнительного проветривания не требуется.

             б) Концентрация окиси углерода в зоне рециркуляции:

                                                                                (11.9)

                  

за пределами зоны рециркуляции

                                                                                   (11.10)

              

 

Сравниваем уровень загрязнения Срсо и Ссо  с ПДК окиси углерода (Сд со = 20 мг/м3 )

 

Таким образом, Срсо и Ссо меньше ПДК и значит дополнительного провет­ривания не требуется.

в) концентрация окислов азота в зоне рециркуляции определяется по формуле:

       

                                                                         (11.11)

        

 

   За пределами зоны рециркуляции:

 

                               (11.12)

 

ПДК СNOq = 5;                   5  >  - не превышает       

 

г) концентрация акролеина в зоне рециркуляции:

 

                                 (11.13)

 

За пределами карьера.

 

                                (11.14)

 

 

 

Сравниваем уровень загрязнения Сракр и Сакр с ПДК акролеина, СДакр = 0,2.  Таким образом уровень загрязнения атмосферы не превышает ПДК, значит достаточно естественного проветривания.         - не превышает.

 

Рис. 11.1. Схема проветривания карьера

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

11.5 Противопожарная защита

 

Согласно п. 180 ПБ разрез «Берёзовский» относится к III категории пожароопастности, в связи с этим на разрезе «Берёзовский» проводится комплекс мероприятий по профилактике и тушению пожаров:

а) систематически отрабатывать фронт горных работ, отрабатывая уголь склонный к самовозгоранию;

б) не допускать вскрытие запожаренных участков, отработанных подзем­ным способом без подавления очагов горения;

в) отгружать уголь с резервных складов в первую очередь с участков пред­ставляющих опасность возгорания угля;

г) вмещающие породы, смешанные с углями или угольными прослойками удалять на отвал до их самовозгорания.

д)изоляция инертными породами объектов повышенной пожароопастности

е) организация противопожарной службы

Смазочные и обтирочные материалы на рабочих местах предусмотрено хранить в закрытых сосудах. Для тушения пожаров, возникающих от возгора­ния горючих жидкостей, электрических кабелей, масла в платформах и транс­форматорах и других электрических установок предусмотрено применять песок и огнетушители.

Каждые отдельные объекты должны быть оборудованы противопожарными устройствами в соответствии с проектом, согласованным с ВГСЕ.

Для предотвращения пожара в помещениях предусмотрены следующие мероприятия:

а) вентиляция отдельными системами, не связанным с другими помеще­ниями.

б) воздуховоды и вентиляционные системы, транспортирующие взрыво-пожарные смеси заземляются;

в) проектом предусмотрено отключение вентиляционной системы на слу­чай пожара;

г) подача воды в любую точку здания путём монтажа пожарного водовода.

 

 

11.6. План ликвидации аварий

 

Согласно п. 43 ПБ при разработке угольных месторождений открытым способом на разрезе разрабатывают „План ликвидации аварий» (ПЛА), в котором приводят перечень возможных аварий, места проявления аварий, мероприятия по локализации и ликвидации аварии, распределение обязанностей между лицами, участвующими в ликвидации аварии.

Перечень аварий:

а)    Аварии, произошедшие непосредственно на рабочем уступе:
           - разрушение узлов и деталей экскаваторов в пределах горного отвода, повлекшие к остановке работы по добыче полезного ископаемого на срок более суток;

           - выгорание взрывчатых веществ при взрывных работах, повлекшие тяжелые последствия;

б)    Аварии, произошедшие на отвалах и рабочих бортах карьера:
           - оползни и обрушения бортов карьера;

           - падение   с   бортов   разрезов   и   отвалов   технического   транспорта   и оборудования;

          - эндогенные пожары;

          - прорывы платин, затопление разрезов;

в)    Аварии, произошедшие в пределах горного отвода:

          - столкновение подвижных составов на открытых работах в пределах горного отвода;

          - установка центральных водоотливов продолжительностью более часа;

          - нарушение подачи электроэнергии, приведшие к остановке работ по добыче и транспортированию угля, продолжительностью более смены;

          - превышение установленной нормы углекислого газа;

          - внезапное разрушение технологических зданий и сооружений;

г) Аварии, характерные для объектов связанных с работой со взрывчатыми материалами:

          - взрывы и пожары на складах взрывчатых материалов и других местах их хранения,   а   также   транспортных   средствах,   перевозящих   взрывчатые вещества.

       Перечень аварий:

а)    Аварии, произошедшие непосредственно на рабочем уступе:
           - разрушение узлов и деталей экскаваторов в пределах горного отвода, повлекшие к остановке работы по добыче полезного ископаемого на срок более суток;

           - выгорание взрывчатых веществ при взрывных работах, повлекшие тяжелые последствия;

б)    Аварии, произошедшие на отвалах и рабочих бортах карьера:
           - оползни и обрушения бортов карьера;

           - падение   с   бортов   разрезов   и   отвалов   технического   транспорта   и оборудования;

          - эндогенные пожары;

          - прорывы платин, затопление разрезов;

в)    Аварии, произошедшие в пределах горного отвода:

          - столкновение подвижных составов на открытых работах в пределах горного отвода;

          - установка центральных водоотливов продолжительностью более часа;

          - нарушение подачи электроэнергии, приведшие к остановке работ по добыче и транспортированию угля, продолжительностью более смены;

          - превышение установленной нормы углекислого газа;

          - внезапное разрушение технологических зданий и сооружений;

г) Аварии, характерные для объектов связанных с работой со взрывчатыми материалами:

          - взрывы и пожары на складах взрывчатых материалов и других местах их хранения,   а   также   транспортных   средствах,   перевозящих   взрывчатые вещества.

В ПЛА следует учитывать возможные нарушения производственных процессов и режимы работы машин и оборудования, а также отключения электроэнергии, освещения, воды, пара, предупреждение и тушение пожаров.

Помимо перечисленных факторов для разрезов следует учитывать вероятность возникновения пожаров при транспортировании и хранении ВМ на местах взрывных работ, угрозы затопления разреза, обрушения кусков горной массы с уступов и бортов разреза.

В ПЛА указывается система оповещения производственного персонала опасного производственного объекта об аварии.

  1. ПЛА разрабатывается на каждый год с учетом фактического состояния объектов горных работ техническим руководителем разреза, согласовывается с командованием аварийно-спасательного формирования (ВГСЧ), техническим руководителем разреза и утверждается техническим руководителем организации за 15 дней до начала следующего года.
  2. Обучение специалистов порядку организации и проведения аварийно-спасательных работ проводит технический руководитель производственного объекта, а рабочих - руководитель соответствующего производственного подразделения. Обучение проводят не позднее, чем за 10 дней до ввода ПЛА в действие с соответствующей регистрацией в актах ПЛА рабочих и специалистов под роспись. Допускается регистрация об ознакомлении в специальном журнале.

При изменениях фактического состояния объекта горных работ, в том числе при изменении схемы подпадающего под действие позиции ПЛА, изменения в ПЛА должны быть внесены в суточный срок. С каждым изменением, внесенным в ПЛА, должны быть ознакомлены специалисты и рабочие под роспись перед допуском к работе.

Работники сторонних организаций и служб, привлекаемые к ликвидации аварий, независимо от их ведомственной принадлежности поступают в распоряжение ответственного руководителя работ по ликвидации аварии.

Ответственный руководитель работ по ликвидации аварии согласовывает действия привлеченных сил и средств сторонних организаций.

  1. В ПЛА следует включать оперативную часть, составленную по форме

Оперативной частью ПЛА следует охватывать все работы и основные виды возможных аварий на разрезе, угрожающие безопасности людей или окружающей среде.

При изменении в технологии или организации работ в ПЛА в течение суток вносятся соответствующие изменения.

ПЛА со всеми приложениями находится у диспетчера (оператора) разреза, у должностного лица, ответственного за состояние разреза, и у командира подразделения специализированного профессионального аварийно-спасательного формирования, обслуживающего объект.

Электронная версия ПЛА на магнитных носителях передается в соответствующий территориальный орган Госгортехнадзора России. При этом технический руководитель организации, имеющей в своем составе опасный производственный объект, обеспечивает своевременное обновление информационной базы электронных версий ПЛА, переданных в территориальный орган Госгортехнадзора России.

Спасательные работы и ликвидация последствий аварии осуществляются по распоряжению ответственного руководителя работ по ликвидации аварии.

В оперативной части ПЛА следует предусматривать:

- способы оповещения об аварии на всех производственных участках, пути выхода людей из аварийных мест, действия лиц горного надзора (специалистов), ответственных за вывод людей из опасной зоны, вызов подразделения специализированного профессионального аварийно-спасательного формирования и маршруты его следования для спасения людей, локализации и ликвидации аварии;

- использование транспортных средств для быстрой эвакуации людей из опасной зоны и доставки горноспасательных формирований к месту аварии;

- назначение лиц, ответственных за выполнение отдельных мероприятий, расстановка постов охраны опасной зоны;

- методы и средства спасения людей в зависимости от вида аварии;

- необходимость и последовательность прекращения подачи электроэнергии на аварийный участок;

- список должностных лиц и организаций, подлежащих немедленному оповещению об аварии

 

 Распределение обязанностей между отдельными лицами, участвующими в ликвидации аварии, и порядок их действии

 

Обязанности ответственного руководителя работ по ликвидации аварии

  1. Ответственный руководитель работ по ликвидации аварии:

1.1. Немедленно приступает к выполнению мероприятий, предусмотренных в оперативной части ПЛА (в первую очередь по спасению людей, застигнутых аварией), и контролирует их выполнение.

При ведении аварийно-спасательных работ и работ по ликвидации аварии обязательными являются только распоряжения ответственного руководителя работ по ликвидации аварий.

1.2. Находится постоянно на командном пункте ликвидации аварии.

Командным пунктом является рабочее место горного диспетчера (дежурного по объекту). Для оперативного ведения работ по спасению людей и ликвидации аварии, ведения документации на командном пункте устанавливается не менее двух параллельных аппаратов связи.

В период ликвидации аварии на командном пункте могут находиться только лица, непосредственно связанные с ликвидацией аварии.

На начальной стадии возникновения и развития аварии организацию и руководство работами по ликвидации аварии до прибытия технического руководителя производственного подразделения (организации), в составе которого находится объект, на котором произошла авария, на командном пункте ликвидации аварии обязан выполнять диспетчер производственного объекта.

Диспетчер, получив известие об аварии, обязан немедленно ввести в действие соответствующую позицию ПЛА.

При ликвидации продолжительных аварий ответственный руководитель работ по ликвидации аварии имеет право кратковременно оставлять командный пункт для отдыха, назначив вместо себя заместителя технического руководителя организации или другое лицо технического надзора, подготовленное для выполнения этих обязанностей. О принятом решении ответственный руководитель работ по ликвидации аварии обязан сделать соответствующую запись в Оперативном журнале по ликвидации аварии или издать распоряжение.

1.3. Проверяет, вызваны ли подразделения аварийно-спасательной службы, пожарная команда, обеспечено ли оповещение производственного персонала объекта об аварии.

1.4. Выявляет число рабочих, застигнутых аварией, организует охрану опасной зоны согласно дислокации постов охраны и обеспечивает допуск людей на аварийный объект по пропускам.

1.5. Руководит работами согласно ПЛА.

1.6. Ведет Оперативный журнал работ по ликвидации аварии.

1.7. Принимает и анализирует информацию о ходе спасательных работ, отдает распоряжения по организации взаимодействия служб производственного объекта.

  1. Руководитель аварийно-спасательных работ - командир подразделения специализированного профессионального аварийно-спасательного формирования:

2.1. Находится на командном пункте.

2.2. Руководит работой спасательных формирований в соответствии с ПЛА; выполняет задания ответственного руководителя работ по ликвидации аварии и несет ответственность за выполнение спасательных работ.

2.3. Систематически информирует ответственного руководителя работ по ликвидации аварии о ходе спасательных работ.

В случае разногласия между командиром аварийно-спасательного формирования и ответственным руководителем работ по ликвидации аварии обязательным для выполнения является решение ответственного руководителя работ по ликвидации аварии.

Командир подразделения аварийно-спасательного формирования - руководитель аварийно-спасательных работ обязан выполнить принятое решение. Если указанное решение противоречит Уставу аварийно-спасательного формирования, командир обязан выполнить это решение, при этом зафиксировать особое мнение в Оперативном журнале по ликвидации аварии.

  1. Руководитель (технический руководитель) организации:

3.1. Оказывает помощь в ликвидации аварии, не вмешиваясь в оперативную работу, выполняя оперативные задания ответственного руководителя работ по ликвидации аварии.

3.2. Принимает меры по переброске на аварийный объект людей, машин, оборудования и материалов, необходимых для ликвидации аварии.

3.3. Организует медицинскую помощь пострадавшим.

3.4. Организует питание личного состава аварийно-спасательных формирований и производственного персонала, задействованных на ликвидации аварии.

3.5. Предоставляет спасателям помещения для отдыха и базы.

  1. Руководитель производственного подразделения:

4.1. Обязан немедленно прибыть на командный пункт и доложить о своем прибытии ответственному руководителю работ по ликвидации аварии.

4.2. Организует медицинскую помощь пострадавшим.

4.3. Организует проверку по принятой системе учета производственного персонала, находящегося в опасной зоне, а также выведенного за ее пределы.

4.4. По требованию ответственного руководителя работ по ликвидации аварии привлекает к ликвидации аварии опытных рабочих и лиц горного надзора, а также обеспечивает дежурство рабочих для выполнения срочных поручений.

4.5. Руководит работой транспорта на производственном объекте.

4.6. Организует охрану опасной зоны, инструктирует постовых.

  1. Главный механик и главный энергетик производственного подразделения:

5.1. Обеспечивают бесперебойную подачу электрической (пневматической) энергии или ее отключение (в соответствии с позицией ПЛА).

5.2. Принимают меры по обеспечению аварийных работ дополнительным оборудованием.

5.3. Докладывают ответственному руководителю работ по ликвидации аварии о выполненных распоряжениях.

  1. Начальник связи организации должен явиться в помещение центральной телефонной станции и обеспечить бесперебойную работу связи.
  2. Телефонистка телефонной станции после получения извещения об аварии немедленно извещает всех должностных лиц организации и учреждений согласно списку.

После получения извещения об аварии телефонистка прекращает разговоры с лицами, не имеющими непосредственного отношения к происшедшей аварии, и обеспечивает первоочередность переговоров лиц, связанных с ликвидацией аварии.

 

 

 

12 ОХРАНА ОКРУЖАЮЩЕЙ СРЕДЫ

 

12.1. Охрана атмосферы

 

12.1.1. Характеристика уровня загрязнения атмосферного воздуха в районе распо­ложения объекта

 

Фоновые концентрации в районе участка ОГР №2  «Северный Маганак» приняты по данным от  Новокузнецкой Гидрометобсерватории от 30.11.2010 и представлены в таблице 12.1.

 

Таблица 12.1

Фоновые концентрации

Наименование ингредиента

ПДК, мг/м3

Значение фоновой концентрации

мг/м3

1

2

3

1. Взвешенные вещества

0,5

0,678

2. Диоксид азота

0,085

0,123

3. Диоксид серы

0,5

0,12

4. Оксид углерода

5,0

5,53

5. Сажа

0,15

0,117

 

По всем ингредиентам значения фоновых концентраций в районе участка превы­шают ПДК, кроме сажи и диоксида серы.

 

12.1.2. Воздействие объекта на атмосферный воздух и характеристика источников выброса загрязняющих веществ

 

В расчетах рассеивания без фона по основным загрязняющим веществам сумма­ции азота диоксида и серы диоксида и пыли углепородной получено следующее:

  1. Максимальные концентрации в селитебной зоне не превышают ПДК и находятся в пределах 0,456 ПДК без фона;

 

  1. Максимальные концентрации, превышающие ПДК, летом и зимой получены в районе угольного склада - 1,56 ПДК (пыль углепородная), в зоне веде­ния открытых работ не превышают ПДК - 0,92 ПДК;
  2. Зоны загрязнения (изолиния равна ПДК) получены в районе угольного склада, практически не выходят за границы склада и не превышают размера 90x60 м;

Населенный пункт в расчетные зоны загрязнения не попадают.

 

12.1.3. Взрывные работы

 

Расчет величин приземных концентраций вредных веществ от ведения взрывных работ выполнен в соответствии с ''Методикой расчета дальности распространения пылегазового облака после массовых взрывов в карьерах».

Приведенными расчетами определены время и расстояние распространения пылегазового облака до установления в нем концентрации, равной ПДК, а так же концен­трации вредных веществ в атмосфере г. Прокопьевска  на минимальном расстоянии от места взрыва (350м) и заданных скоростях ветра.

Основными направлениями ветров, при которых пылегазовое облако будет проходить через населенный пункт являются ветра: южного и юго-западного направления с максимальной скоростью 17-24 м/с.

 

12.2. Охрана водных ресурсов

 

12.2.1. Очистка карьерных вод

 

В процессе отработки месторождения произойдет загрязнение карьерных вод в основном взвешенными частицами пород, нефтепродуктами.

Карьерные воды от водоотливных установок подаются на очистные сооружения карьерных вод по стальному трубопроводу диаметром 219x6 мм.

Очистные сооружения карьерных вод расположены на расстоянии  0,5км от участка открытых работ и состоят из пруда-отстойника карьерных вод, фильтрующей дамбы и прудка осветленной воды.

Очистные сооружения рассчитаны на пропуск и очистку карьерных вод 2822 м3/час.

Проектом принята следующая схема очистки: карьерная вода с содержанием взвешенных 200 мг/л поступает в пруд-отстойник, где происходит их предварительная механическая очистка от взвешенных до 20 мг/л. Из отстойника предварительно осветленная вода по водосбросу поступает на фильтрующую дамбу. Максимальное содержание взвешенных частиц в сбрасываемой после отстаивания и фильтрования освет­ленной воде - 6 мг/л, эффект осветления при этом составляет 97,0%. Профильтровав­шаяся вода поступает в прудок отфильтрованной воды. Вода из прудка отфильтрованной воды забирается на полив дорог, избыток воды по самотечному трубопроводу диа­метром 219x6 мм сбрасывается в р. Маганак.

Содержание взвешенных частиц в карьерной воде - 200 мг/л.

Пруд-отстойник емкостью 30 тыс. м3 предназначен для предварительного отстаивания карьерных вод до 20 мг/л и складирования осадка за весь период эксплуатации участка.

Пруд-отстойник расположен в полувыемке, размер по дну отстой­ника 70x100 м, максимальная высота ограждающей дамбы 5 м. Дамба отсыпается из вскрышных пород с противофильтрационным экраном из суглинка, по дну отстойника отсыпается противофильтрационный экран из суглинистого грунта толщиной 1 м.

Для доочистки воды до 6 мг/л предусматривается строительство фильтрующей дамбы.

Длина дамбы определяется по формуле:

, м;                                                                     (12.1)

где Со - начальное содержание взвешенных веществ после пруда-отстойника, Со=20 мг/л;

Свых - допустимая концентрация взвешенных веществ в осветленной воде, Свых=6мг/л.

 м

 

При средней высоте фильтрующего массива hср=2,0 м проверяем его пропускную способность по условию hф ≤hср .

, м;                                                                 (12.2)

.                                                                                      (12.3)

где Q - часовой расход сбрасываемой воды, Q=118,0 мЗ/час;

 i - уклон поверхности, i=0,02;

В - ширина фильтрующей дамбы 50,0 м;

L - длина фильтрующего массива, L=24 м;

Кк - коэффициент, Кк=0,015

h2=0,309      А2=2,84

 

Определяем hф при длине фильтрующего массива L=24 м, hф=0,5, что <hср=2,0 м.

Таким образом, фильтрующая дамба с принятыми размерами (длиной 24 м, ши­риной 50 м) обеспечивает пропуск поступающей на очистку воды в течение всего срока эксплуатации участка открытых работ. Максимальное содержание взвешенных в сбра­сываемой после фильтрующей дамбы воде составит 6 мг/л.

Тело фильтрующей дамбы отсыпается из дробленых скальных пород (крупность 20-200 мм) с коэффициентом размягчения не менее 0,8, содержание полускальных по­род в массиве не должно превышать 30%, содержание глинистых частиц должно быть не менее 5%. Породы, укладываемые в тело фильтрующей дамбы не должны раство­ряться в воде.

Для наблюдения за поверхностью фильтрационного потока проектом предусматривается установка 3-х пьезометров.

Прудок отфильтрованной воды расположен в полувыемке. Размер по дну отстойника 15x400 м, максимальная высота ограждающей дамбы 4 м, заложение от­косов 1:2. Дамба отсыпается из вскрышных пород с противофильтрационным экраном из суглинка, по дну отстойника отсыпается противофильтрационный экран из суглини­стого грунта толщиной 1 м. Согласно классификации СНиП 2.06.01-86 дамба прудка отфильтрованной воды относится к сооружениям IV класса капитальности.

 

12.3. Охрана земель

 

12.3.1. Снятие, использование и хранение плодородного слоя почвы (ПСП)

 

Перед началом производства работ с площадей ненарушен­ной территории предусматривается снятие плодородного слоя почвы.

По данным «ЗапСибГипрозем» мощность снятия ПСП для Прокопьевско-
Киселёвского района предусматривается:

- на пахотных землях - 0,4 м;

- на кормовых угодьях - 0,3 м;

- на лесных угодьях - 0,2 м.

Срезка плодородного слоя почвы производится бульдозером мощностью 405 л.с. (Т 50.01) с перемещением в бур­ты. Из буртов растительный грунт грузится фронтальным погрузчиком ПФ-1 (на базе трактора К-701) в автосамосвалы и транспортируется во временные склады, которые располагаются возле участка рекультивации. В качестве транспортных средств используются автосамосвалы грузоподъем­ностью 13 т - КамАЗ-55111. Формирование складов ПСП ведется при помощи бульдо­зеров Т 50.01.

После окончания работ по формированию, высота склада должна быть не более 10 м, а откосы выполаживаются до угла 25-30°.

Весь объём ПСП, размещаемый во временных складах ПСП будет использован для биологической рекультивации на существующем участке отвалообразования поэтапно, согласно календарному плану биологической рекультивации.

Для сохранения агрохимических характеристик плодородного слоя, в целях его защиты от ветровой и водной эрозии, на поверхности складов предусматривается временный посев трав.

 

 

12.3.2. Горно-планировочные работы

 

В процессе ведения работ по рекультивации внешнего отвала предусматривается проведение планировочных работ на откосах и поверхностях рекультивируемых участков.

Поверхность участков предусматривается планировать с уклоном не более 3°, откосы выполаживаются до результирующего угла 20°.

Планировка отвалов ведется в 2 этапа: первоначально - грубая, затем - чистовая. Грубая планировка производится в процессе размещения вскрышных пород и заключа­ется в выравнивании поверхности с выполнением основного объема земляных работ до создания ровной поверхности. При чистовой планировке, проводимой после усадки отвала (1-2года), происходит окончательное выравнивание поверхности, которое сводится к исправлению микрорельефа с перемещением незначительных объемов породы.

На грубой планировке и выполаживание откосов предусмотрено использовать бульдозеры Т 25.01, задействованные на формировании участков рекультивации, на чистовой планировке - автогрейдер ДЗ- 98.                                             

 

12.3.3. Укладка рекультивационного слоя

 

Структура и мощность рекультивационного слоя определились исходя из принятого направления рекультивации и пригодности пород для рекультивации.

Для биологической рекультивации необходимо нанесение на рекультивируемые участки почвенного слоя. Мощность отсыпаемого рекультивационного слоя на поверхность участков принята 0,7 м.

Согласно календарному плану рекультивации с 2007 по 2008 год рыхлые породы размещаются на участках рекультивации совместно с коренными.

Начиная с 2008 года часть рыхлых пород (ППП), которая потребуется для рекультивации внутреннего отвала размещается на верхнем горизонте отвала.  Временный склад ППП разме­щается на площади 3,9 га.

После проведения работ по чистовой планировке проводится нанесение ППП на рекультивируемые поверхности.

Из временных складов ППП грузится фронтальным погрузчиком ПФ-1 (на базе трактора К-701) в автосамосвалы и транспортируется на рекультивируемые поверхности при помощи автосамосвалов грузоподъемностью 13 т - КамАЗ-55111. Планировка ППП осуществляется автогрейдером ДЗ-120.

 

12.3.4. Перечень оборудования

 

Общий перечень и количество оборудования, необходимого для выполнения рекультивационных работ внешнего отвала приведено в таблице 12.2.

Таблица 12.2

Общий перечень и количество оборудования, необходимого для выполнения рекультивационных работ внешнего отвала

Наименование работ

Наименование оборудования

Тип, марка

Количество

1

2

3

4

Срезка ПСП, формирование отвала, грубая планировка, выполаживание откосов и т.п.

Бульдозер (мощность 405л.с.)

Т 25.01

4

Погрузка ПСП, ППП в автотранспорт

Погрузчик фронтальный

ПФ-1

1

Транспортировка ПСП, ППП

Автосамосвал г/п 13т.

КамАЗ-55111

2

Чистая планировка поверхности

Автогрейдер

ДЗ-98

1

 

12.3.5. Биологический этап рекультивации

 

Биологическая рекультивация является II этапом рекультивации. На рекультивируемых участках нет возможности образовать полнопрофильный гумусированный насыпной почвенный горизонт из-за отсутствия ПСП (плодородный слой почвы), поэтому корнеобитаемый слой создается из потенциально-плодородных пород (ППП).

 

 

 

 

 

13 Генеральный план и технологический комплекс на поверхности

 

Участок  ОГР № 2 разреза   «Березовский»   находится на поле ликвидированной шахты «Северный  Маганак», и расположен в юго-восточной части  Прокопьевско-Киселевского  геолого-экономического  района Кузбасса, участок административно относится к г. Прокопьевску.

Промплощадка расположена за пределами  горного отвода, и находится на территории  ООО «Разрез Березовский».

Рис. 13.1. Ситуационный план

 

На площадке размещены следующие здания и сооружения:

- Монтажная площадка;

- Склад ГСМ;

- Механический цех;

- Административно-бытовой комбинат;

- Электроподстанция;

- КРУ;

- АЗС;

- Автобаза;

Сеть внутриплощадочных автодорог обеспечивает свободный подъезд ко всем зданиям и сооружениям.

Площадка под склад ГСМ устраивается из бетона толщиной 50 см, для предотвращения попадания, ГСМ в почву («Инструкция по эксплуатации складов для хранения ГСМ).

Административно-бытовой комбинат расположен на расстоянии 50м на северо-запад от механического цеха.

Подъезд к АБК осуществляется с существующей автодороги, расположенной с запада.

Водоотвод на площадке решен поверхностным, со сбором ливневых вод водоотводными канавами и трубами в пониженные места, с последующим сбросом на очист­ные сооружения.

Ситуационный план карьера и план промплощадки приводится в графической части.

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

14 Специальная часть

 

Обоснование параметров технологической схемы отработки пласта, осложненного пликативным нарушением

      

14.1 Особенности ведения горных работ в угленасыщенной   зоне разреза

 

На разрезе основной проблемой является отработка маломощных пластов угля, из-за сложного строения и большого числа геологических нарушений.

При отработки маломощных пластов теряется большое количества угля и увеличивается его зольность.

При разведки месторождения геологами были допущены ошибки в измерение мощности пластов. По данным разведки геологов было неправильно выбрано экскавационное оборудование, вследствие чего ведение выемочных работ по маломощным пластам не эффективно. заходки, высота и угол откоса уступа) значительно меньше рациональных. К  тому же горное и транспортное оборудование работает на горизонте обычно в стеснённых условиях при уменьшенной ширине рабочих площадок и тупиковых схемах подачи автосамосвалов под погрузку. Всё вышесказанное ведёт к увеличению количества проходов экскаватора при отработке заходки, уменьшению времени использования его на основной работе и, как следствие, к снижению производительности всего комплекса горных и транспортных машин. 

  Особенностью при раздельной  отработки сближенных пластов угля, пластов и междупластий породы малой мощности является то, что выемочно – погрузочное  оборудование  работает в забоях, параметры которых (ширина

  С одной стороны, это происходит из-за малой мощности раздельно извлекаемых пластов угля и пропластков породы, а с другой - из-за ограниченности возможностей экскаватора по прочерпыванию угольно-породного контакта.

 Таким образом, в задачу специальной части дипломного проекта входит:

1.Выбор и обоснование выемочно-погрузрчного оборудования.

2.Выбор технологической схемы, которая позволила бы более эффективно и качественно селективно отработать свиту пластов угля, попадающие в разбортовку.

      

14.2 Выбор и обоснование наиболее экономически выгодного экскавационного оборудования для отработки свиты маломощных пластов и междупластья

 

14.2.1 Краткая характеристика предлагаемых выемочно-погрузочных машин

 

 
   


На разрезе «Березовский» в качестве выемочно-погрузочного оборудования предлагется использовать экскаваторы типа «обратная гидравлическая лопата» HITACHI ZX-350 LCH ёмкостью ковша 1,4 м³, глубина копания 7,4 м и VOLVO EC460B ёмкостью ковша 3,2 м³ глубина копания 7,7м. Их краткие технические характеристики приведены  в таблицах 14.1 и 14.2. Рабочая зона показана на рисунке 14.1.

Рис. 14.1 Рабочая зоня

Условные обозначения

VOLVO EC460B

HITACHI ZX-350 LCH

На рисунке 14.1 деление равняется одному метру.

    Таблица 14.1

Технические характеристики HITACHI ZX-350 LCH

Тип и номер экскаватора

HITACHI ZX-350 LCH

обратная лопата

Эксплуатационная масса, т

33,4

Время цикла, мин

0,35 -0,37

Емкость ковша, м³

1,4

Длина стрелы, м

6,8

Радиус копания(макс.), м

11,28

Радиус копания на уровне стояния, м

11,13

Глубина копания, м

7,4

Высота черпания, м

10,56

Высота разгрузки, м

7,49

Радиус разгрузки, м

11

Радиус вращения хвостовой части, м

2,75

Ширина ковша, м

0,93

Длина и ширина гусеничного хода, м

4,17-2,8

Высота , ширина экскаватора, м

2,95-2,86

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

                                                                                                                     

 

 

 

 

 

 Таблица 14.2

Технические характеристики  VOLVO EC460B

Тип и номер экскаватора

VOLVO EC460B обратная лопата

Эксплуатационная масса, т

44,3

Время цикла, мин

0,35 -0,37

Емкость ковша, м³

3,2

Длина стрелы, м

7,0

Радиус копания(макс.), м

12,0

Радиус копания на уровне стояния, м

11,78

Глубина копания, м

7,7

Высота черпания, м

10,97

Высота разгрузки, м

7,65

Радиус разгрузки, м

11,5

Радиус вращения хвостовой части, м

3,73

Ширина ковша, м

1,65

Длина и ширина гусеничного хода, м

5,37-3,34

Высота , ширина экскаватора, м

3,25-2,99

 

 
   

 

 

 

14.2.2. Расчёт производительности экскаваторов

 

Производительность Hitachi ZX-350 LCH.

Паспортная производительность:

       Qэп= 3600*Е/tцп, где

Е – объём ковша,

tцп - паспортная продолжительность рабочего цикла.

       Qэп= 3600*1,4/30= 168 м³/ч

Техническая производительность:

       Qэч= 3600*Е*Кэ*Кз/tц, где

Кэ - коэффициент экскавации,

Кз - коэффициент влияния забоя,

        Кэ = Кнк/Крк  

        Кэ = 0,95/1,1= 0,86  

        tц= 1,15* tцп= 1,15*30= 35 с

Кнк - коэффициент наполнения ковша,

Крк - коэффициент разрыхления породы в ковше.

       Qэч= 3600*1,4*0,86*0,85/35= 105,3 м³/ч

Сменная производительность:

       Qэ см= Qэч*Тсм*Киэ, где

Тсм - время смены, ч,

Киэ - коэффициент использования экскаватора.

       Qэ см= 105,3 *8*0,75= 631,6 м³/смену

Суточная производительность:

       Qэ сут= Qэ см*nсм

nсм - количество смен.

       Qэ сут= 631,6*3= 1894,7 м³/сут

Годовая производительность:

       Qэ год= Qэ сут*nгод

 

nгод - количество рабочих дней в году

       Qэ год= 1894,7*252= 477478 м³/год

 

Производительность VOLVO EC460B

.Паспортная производительность:

       Qэп= 3600*Е/tцп, где

Е – объём ковша,

tцп - паспортная продолжительность рабочего цикла.

       Qэп= 3600*3,2/30= 384 м³/ч

Техническая производительность:

       Qэч= 3600*Е*Кэ*Кз/tц, где

Кэ - коэффициент экскавации,

Кз - коэффициент влияния забоя,

        Кэ = Кнк/Крк  

        Кэ = 0,95/1,1= 0,86 

        tц= 1,15* tцп= 1,15*30= 35 с

Кнк - коэффициент наполнения ковша,

Крк - коэффициент разрыхления породы в ковше.

       Qэч= 3600*3,2*0,86*0,85/35= 240,6 м³/ч

Сменная производительность:

       Qэ см= Qэч*Тсм*Киэ, где

Тсм - время смены, ч,

Киэ - коэффициент использования экскаватора.

       Qэ см= 240,6 *8*0,75= 1443,6 м³/смену

Суточная производительность:

       Qэ сут= Qэ см*nсм

nсм - количество смен.

       Qэ сут= 1443,6*3= 4330,9 м³/сут

 

Годовая производительность:

       Qэ год= Qэ сут*nгод

nгод - количество рабочих дней в году

       Qэ год= 4330,9*252=1143048  м³/год

 

14.3.3 Выбор экскаватора

 

Экскаваторы сравниваются по удельным эксплуатационным расходам, для удобства расчёта показатели сводятся в таблицу 14.3.

      Таблица 14.3

Эксплуатационные расходы

Наименование показателей

Ед. изм

VOLVO EC460B

HITACHI  ZX-350 LCH

Производительность

м³/год

1143048

477478

Материальные затраты

р/год

 

 

   -материалы и запчасти

р/год

2268483

852000

   -ГСМ

р/год

3120844

4500000

    -услуги по ремонту и ТО

р/год

738225

696000

Затраты на оплату труда

р/год

2377509 с отчисл.

960000

Отчисление на социальные нужды

р/год

 

 

   -ЕСН 26%

р/год

 

268000

Аренда оборудования

р/год

2130341

640000

Всего затрат∑

р/год

10635402

7916000

Удельные эксплуатационные расходы

 р/м³

9,304

16,579

 

По результатом расчётов на выемку 1 м³ экскаватором VOLVO EC460B тратится 9,304 рубля что в 1,8 раза меньше чем на выемку 1 м³ экскаватором HITACHI ZX-350 LCH которые ровняются 16,579 р/м³

 

14.3 Выбор технологической схемы отработки свиты пластов угля

 

Проектом предлагается рассмотреть три технологические схемы по отработки свиты пластов угля и выбрать наиболее рациональную и экономически мание затратную.

 
   


Схема №1 выемка свиты пластов со смещением оси хода экскаватора

 

     Экскаватор движется по криволинейной оси хода, постоянно маневрируя между пластами, мощность которых соответственно составляет 4 метра и 3 метра. Работая по такой схеме глубина прочерпывания будет максимальной Hч=7,7 м.

Для одновременной выемки вместе с углём породной прослойки породы без дополнительного рыхления предлагается установить ковш активного действия производства «уралмашзавод», с этим ковшом можно вынимать породы без применения БВР прочностью до 70Мпа, за счет этого уголь не разубоживается снижаются потери  и  зольность угля.

Предлагаются различные схемы экскаваторных ковшей активного действия, использующих эффект вибрации. Вибрирующими могут быть весь корпус ковша, режущая кромка, подвижно соединяемая с передней стенкой или отдельные зубья. На экскаватор устанавливается ковш активного действия с вибрирующей режущей кромкой.

Схема ковша с вибрирующей режущей кромкой приведена на рис. 14.2.

                                                                                                                    

Рис. 14.2. Ковш  с  виб­рирующей режущей кромкой    по    патенту № 3328426 (ФРГ).

 

(U-образная режущая кромка 1 соединена с корпусом ковша 2 шарниром 3. Ковш имеет двойное дно 4, 5, в котором расположен гидроцилиндр 6 с вращающимся золотником управления. Поршень гидроцилиндра через шарнирные соединения 7, палец 8 и траверсу 9 воздействует на зубья 10.

 
   

 

Схема №2 движение экскаватора по оси междупластья

 

Плюс этой схемы в том, что тратится меньше времени на маневрирования экскаватора по сравнению с схемой №1,за счёт этого увеличивается чистое рабочее время экскаватора на выемку угля, но увеличивается в разы зольность и уменьшается на 0,7 м глубина черпания. После отработки свиты пластов становится невозможным отработка породного междупластия, т.к отсекается доступ для подъезда бурового станка.

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 
   

 

Схема №3 Одновременная выемка угля и породы

 

       Плюс этой схемы в том что вынемается и уголь и породная прослойка, уменшается время на моневрирование по сравнению с схемой №1, но за счет того что породная прослойка обуривается, а затем взрывается в разы увеличивается потери угля, а уступы становятся не устойчевыми и возможно их осыпание и заваливания борта, тагже как на схеме №2 уменьшается глубена прочерпывания на 0,7 м. 

 

14.4 Подготовка междупластия к выемке

 

14.4.1. Выбор типа бурового станка

Тип бурового станка DML, диаметр скважины d = 0,215 м,       Блочность массива вскрышных пород оценивается средним диаметром естественной отдельности d = 0,02*σсж = 0,02*60=1,2.

 

14.4.2. Выбор взрывчатых материалов

К взрывчатым материалам (ВМ) относят бризантные промышленные взрывчатые вещества (ВВ) и средства их инициирования (СИ).

Тип ВВ: Сибирит– годный для размещения в обводненных скважинах, подходящий по пределу прочности пород на сжатие – до 120 МПа, заводского изготовления, имеющий переводной коэффициент kвв = 1,29 и ρвв = 1250 кг/м³.

На разрезе применяют: СИНВ.

 

14.4.3. Обоснование проектной величины удельного расхода ВВ

Рациональную степень взрывного дробления определяю из выражения:

       , где

Zp - рациональная степень дробления пород,

de - средний диаметр естественной отдельности в кусках,

E - вместимость ковша экскаватора,

Пвв - показатель относительной эффективности ВВ.

Пвв= Квв* Свв/Сэт= 1,29*8331,86/23600= 0,455

Квв - переводной коэффициент ВВ,

Сэт, Свв - стоимость эталонного и рассматриваемого ВВ.

        

       Удельный расход ВВ, обеспечивающий Zp

      

       Высота уступа равна Н = 10 м.

       Величину проектного удельного расхода ВВ определяем с учетом обводненности пород, по формуле:

hв – высота столба воды в скважине

 

 

14.4.4. Расчет расположения скважинных зарядов ВВ

К основным параметрам расположения скважинных зарядов относят длину скважин, величину перебура, размеры и конструкцию заряда, длину забойки, массу заряда ВВ в скважине, расстояние между скважинами и рядами скважин и число рядов.

Длина скважины:

lскв= H/sinβ+lп, где

β- угол наклона скважины к горизонту,

lп - линия перебура

lп= 3d*de= 3*0,215*1,2 = 0,8 м

lскв= H/sinβ+lп= 10/sin80º +0,8 = 10,95 м

Минимальную длину забойки lзаб, м устанавливают  из условия полного охвата взрываемого массива дробящим действием заряда сплошной конструкции

 м

Длина колонки заряда ВВ

lвв= lскв- lзаб= 10,95-2,95,= 8 м

Масса скважинного заряда:

Qскв= Р* lвв=45*8= 360 кг

Р – вместимость 1 м скважины.

Р= 0,25*π* d²*ρвв

Р=0,25*3,14*0,215²*1250= 45 кг/м

 Принимаю:

  Число рядов скважин n=1

Расстояние между скважинами в ряду а=10м

 

14.4.5 Качество подготовки пород взрывом

Качество взрывной подготовки вскрыши оценивают двумя показателями: кусковатостью взорванной горной массы (средним диаметром куска взорванной горной массы или степенью дробления и выходом негабарита) и параметрами развала, включающими его размеры, форму и коэффициент разрыхления породы.

 

14.4.6. Годовой объем забойки

Годовой расход ВВ:

          Qгод вв= q*Vк

          Qгод вв= 0,33*180000= 59400 кг/год

Масса забойки одной скважины:

          Vзаб= π*r²*lзаб*ρзаб=0,25*π*d²*lзаб*ρзаб

          Vзаб= 0,25*3,14*0,215²*2,95*700=75 кг

Количество скважин:

          Nгод скв= Qгод вв/Qскв

          Nгод скв= 59400/360= 165 скважин

Объем забойки в год:

          N= Nгод скв*Vзаб

          N=165*75= 12375 кг= 12,375 т

 

14.4.7 Расчёт себестоимость буровзрывных работ  

  Сбвр = (Свв * Qгод вв)+(Сбур*lскв*Nгод скв)

Где Сбур- стоимость бурения 1 м  Сбур=25руб/м

       Сбвр=(23600*59,4)+(25*10,95*165)=1447008руб/год

 

14.5 Определение величины нормативных потерь угля при ведение экскавационных работ по схемам № 1; 2; 3

     

    Чтобы обеспечить надлежащее качество угля необходимо перед добычей его произвести очистку транспортных площадок, откосов уступов и кровли пласта от различного рода просыпей породы, полученных в процессе проведения вскрышных работ. При зачистке пласта вместе с породой теряется часть угля. Эти потери составляют, так называемые, нормативные потери угля.

          К нормативным потерям угля при отработке крутопадающих месторождений относятся: потери угля в кровле и почве пласта; потери при зачистке рабочей площадки.

 Потери угля при зачистке кровли пласта      

Пкр = h1/mн∙100,%;

Потери угля, оставляемые в почве пласта

Ппч = h2/mн∙100,%;

Потери угля при зачистке рабочей площадки

Ппл = h3/H∙100,%;

  где h1 – толщина слоя зачистки кровли пласта, м (h1 = 0,2 м);

         h2– толщина слоя зачистки почвы пласта, м (h1 = 0,2 м);

         h3 – толщина слоя потерь угля с висячего и лежачего бока пласта, м         

         по схеме №1 (h3 = 0,20 м);

         по схеме №2 (h3 = 0,30 м);

         по схеме №3 (h3 = 0,40 м);

         mн – нормальная мощность пласта угля, м;

         H – высота уступа, м;

         φ – угол падения пласта угля, град

Таблиц 14.4

Определение величины нормативных потерь угля

 

 

 

Составляющие

   потери угля

 

пл. Горелый

 (mн = 4,68 м)

 пл. I Внутренний

(mн = 3,8 м)

  пл.

II Внутренний

 (mн = 4,17 м)

 пл.

III Внутренний

 (mн = 4,2 м)

Средневзв.

потери угля

 по пластам

  %

м³/1 м

фрон.

  %

  м³/1 м

   фрон

   %

м³/1 м

фрон.

   %

м³/1 м

фрон.

  %

м³/1 м

фрон.

                                  Экскаватор ЭКГ-5А

     Пкр

 4,27

 2,13

5,26

  2,1

  4,8

 2,13

  4,77

2,13

4,75

2,12

     Ппч

 5,34

 2,66

6,58

  2,63

   6

 2,66

  5,96

2,66

5,94

2,65

     Ппл

   4

 1,99

  4

   1,6

   4

 1,77

   4

1,79

  4

 1,8

     Ппр.н

 3,21

  1,6

3,95

  1,58

  3,6

 1,59

  3,59

1,6

 3,57

1,59

    Всего

16,82

 8,38

19,79

  7,91

 18,4

 8,15

18,32

8,18

18,26

8,16

 

                                   Экскаватор Cat.375 

     Пкр

 4,27

 2,13

5,26

 2,1

 4,8

 2,13

  4,77

 2,13

4,75

2,12

     Ппч

 5,34

2,66

6,58

 2,63

  6

 2,66

  5,96

 2,66

5,94

2,65

     Ппл

   2

   1

  2

 0,8

  2

 0,89

    2

  0,9

  2

0,9

    Всего

11,61

 5,79

13,84

 5,53

 12,8

 5,68

 12,73

 5,69

12,69

5,67

 

 

15 Экономическая часть

 

Исходными данными выполнения данного раздела дипломного проекта  являются:

- форма №26 - «Отчёт о работе угольного разреза»;

- форма №11 - «Отчёт о наличие и движение основных средств и амортизационного фонда»;

- форма №10-П - «Отчёт о себестоимости добычи угля»;

- форма №9 - «отчёт о выполнение плана по труду»

- данные о среднемесячной заработной плате рабочих основных    профессий, руководителей и специалистов;

- отпускная цена за 1 тонну угля с учётом качества;

 

15.1 Капитальные вложения, основные фонды и оборотные средства

 

Фактические данные по разрезу о наличие  ОППФ на конец года принимаются из формы №11, остальные составляющие рассчитываются в соответствие с мероприятиями, предусмотренными в проекте. Расчеты сводятся в табл. 15.1.

Таблица 15.1

Наличие ОППФ

Наименование показателя

Наличие на начало 2009 года, млн. руб.

Всего основных средств

244,260

из них средств основного вида деятельности

202,204

в том числе:  - здания

14,253

                       - сооружения

86,908

                       - передаточные устройства

2,931

                       - машины и оборудование

58,408

                       - транспортные средства

39,364

                       - производственный и хозяйственный

                         инвентарь

0,340

 

Объемы выполненных работ

За 2016 год при плане 500,0 тыст.  добыто 557,0тыс.т. угля, что на 57,0 тыс. т. больше плана .

Выполнение плана составило 111,4 %.

Объём вскрышных работ за 2016 год при плане 5800 тыс.м³, фактически составил 6000  тыс.м³, что на 200  тыс.м³ выше запланированного

 

15.2 Расчёт численности трудящихся и производительности труда

 

Численность промышленно-производственного персонала (ППП) проектируемого разреза определяется по категориям: рабочие, руководители и специалисты (ИТР и служащие). Фактическая численность персонала приведена в табл. 15.2.

                                                                                                                                      Таблица 15.2

Фактическая численность персонала.

Наименование показателя

численность за 2016 год, чел.

  Фактическая

   Плановая

1.ППП

187

        192

в том числе: - рабочие

139

        144

из них:          - руководители

28

         28

                      - специалисты

20

         20

2. Непромышленный персонал

10

         10

3. Всего

197

         202

 

 Среднемесячная производительность труда рабочего определяется по формуле:

          т/чел.

где Dмec - среднемесячная добыча угля, т;

       Nсn, - списочная численность рабочих по разрезу, чел.

       т/чел

       т/чел

Сменная производительность труда рабочего определяется по формуле:

       т/чел,

где Dсут - суточная добыча угля, т;

      Nяв - явочная численность рабочих в сутки, чел

      т/чел

      т/чел

 

15.3 Расчёт себестоимости добычи полезного ископаемого

                        

Планирование себестоимости  осуществляется по элементам себестоимости (руб./т добытого угля).

Материалы включают в себя: запасные части, автошины, агрегаты, ВВ, ГСМ, прочие материалы, воду.

  • Потребность в запасных частях определяется исходя из утвержденных на предприятии нормативов удельного расхода (руб./м3, руб./мото-час; руб./ткм), а также учитываются затраты на плановые ремонты на основе дефектных ведомостей.
  • Расчет потребности в автошинах осуществляется на основе данных о сроках ходимости шины и планируемого грузооборота автотранспорта.
  • Агрегаты планируются на основе поданных заявок начальников участков и подразделений.
  • ВВ планируется зам. ген. директора по буровзрывным работам, исходя из объемов взрывных работ и удельного расхода ВВ (г/м3).

Прочие материалы включают в себя канат, кабель, металл, инвентарь, спецодежду.

  • Канат, кабель планируется исходя из утвержденных нормативов (м/м3 горной массы).
  • Металл, инвентарь – на основе поданных заявок на месяц.
  • Спецодежда планируется исходя из установленных норм бесплатной выдачи спецодежды и обуви. На материально складе заведены карточки учета спецодежды на каждого работника, на основе которых зав. складом подает месячную заявку на приобретение спецодежды.

Работы и услуги складываются из услуг сторонних организаций (услуги ремонтных заводов, автоуслуги). Потребность в них определяется исходя из поданных заявок начальников участков и подразделений.

Топливо на собственные нужды определяется исходя из сданной потребности угля на отопление зданий и сооружений разреза. Стоимость угля рассчитывается по себестоимости прошлого месяца.

Затраты на ГСМ планируются исходя из количества оборудования, его стоимости, и потребленной ГСМ. Потребленные ГСМ рассчитывается главным механиком разреза по количеству работающего оборудования

Затраты на электроэнергию планируются исходя из установленной мощности, платы за неё, и потребленной электроэнергии. Потребленная электроэнергия рассчитывается главным энергетиком разреза по количеству работающего электрооборудования

Заработная плата планируется исходя из численности работающих и систем оплаты труда на каждом участке и подразделении.

Отчисления в фонды планируются в % от ФЗП:

Амортизационные отчисления планируются исходя из фактических амортизационных отчислений прошлого месяца, с учетом вновь приобретенных и выбывших основных фондов.

Прочие денежные отчисления включают в себя затраты не учтенные в предыдущих элементах себестоимости, а также налоги.

Налоги рассчитываются согласно НК РФ.

Прочие расходы услуги связи, спецпитание, прочие нерасшифрованные – планируются исходя из сложившихся фактических затрат, с учетом разовых (особых) потребностей планируемого месяца.

Себестоимость добычи угля:

        С = З/Дг, руб/т;

 

   где З – затраты на добычу, тыс.руб;

       Дг – годовая добыча угля, тыс.т;

        Сплан = 391500/500 = 783 руб/т;

         Сфакт = 391500/557 = 702,8 руб/т

 

На разрезе «Березовский» стоимость извлечения 1м³ вскрыши – 65 руб./м³.

 

15.4. Оценка эффективности проектируемых мероприятий технического развития

 

         - прибыль предприятия, тыс.руб;

              ;

    где Ц – отпускная цена за 1 т угля, руб;

           А – производственная мощность предприятия, тыс.т

     тыс.руб 

               тыс.руб

Фондоотдача определяется по формуле:

   ;                                 

    где ОППФ - среднегодовая стоимость основных производственных фондов,    тыс. руб

    т/ тыс.руб.

   т/ тыс.руб.

 

15.5 Расчёт эффективности технологического решения

 

Годовой экономический эффект от предлагаемого варианта технологии отработки сближенных пластов угля состоит из двух частей:

  1. эффект от снижения приведённых затрат,
  2. эффект от снижения потерь угля.

 

   Э = Эпр + Эсн.пот, тыс.руб;

     Эпр = [(С1 –С2) – Ен(К2 –К1)]∙Q2, руб;

 

где С1, С2 – затраты  на экскавацию 1 м³ горной массы, соответственно при существующем на разрезе (с применением экскаватора ЭКГ – 5А) и предлогаемом варианте технологии (с применением экскаватора  Cat.375);

К1 и К2 –удельные капитальные вложения, соответственно при базовом и предлагаемом вариантах технологии;

Ен – нормативный коэффициент эффективности капитальных вложений;

Q2 – годовая производительность экскаватора по предлагаемому варианту, тыс.т/год

С1 = С/Q1, руб/м³;

где С – эксплутационные затраты, тыс.руб;

С1 = 3000/1180 = 2,54 руб/м³;

С2 = С/Q2, руб/м³;

С2 = 3000/1560 = 1,92 руб/м³;

 

Удельные капитальные вложения

К1 = К/Q1, руб/м³;

где К – цена экскаватора, тыс.руб;

      К1 = 28716/1180 = 24,33 руб/м³;

      К2 = К/Q2, руб/м³;

 

      К2 = 25770/1560 = 16,52 руб/м³;

      Эпр = [(2,54 –1,92) – 0,15(16,52 –24,33)]∙1560 = 2794740 руб;

 

Годовой экономический эффект от снижения потерь угля

Эсн.пот = Асб∙(П1 –П2)∙Ц, руб;

                          100

      

где Асб – добыча угля со сближенных пластов угля, т;

П1 и П2 – потери угля при работе экскаваторов ЭКГ – 5А и Cat.375 соответственно, %;

Ц – цена угля по проектируемому предприятию, руб;

 

Эсн.пот = 320000∙(18,26 –12,69)∙1000 = 17824000  руб;

                                          100        

 

Годовой экономический эффект от предлагаемого варианта технологии отработки сближенных пластов угля 

 

Э = 2794740 + 17824000 = 20618740 руб.

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

16 Инженерно-технические мероприятия ГО.

Мероприятия по предупреждению ЧС

 

Важное  место в повышении обороноспособности страны занимает гражданская оборона. Разрушение городов, большие потери, разрушение промышленных объектов, которые могут возникнуть в результате войны, постоянно требуют заблаговременной организации защиты населения от оружия массового поражения. Всё это должна обеспечить гражданская оборона.

Для успешного решения вышеуказанных задач гражданская оборона должна опираться на людские резервы, материальные возможности страны.

Гражданская оборона представляет собой систему общегосударственных оборонных мероприятий, осуществляемых заблаговременно для защиты населения и предприятий народного хозяйства от оружия массового поражения.

Основными задачами гражданской обороны являются:

  • осуществление мероприятий по защите населения от ядерного, химического и бактериологического оружия;
  • подготовка объектов народного хозяйства к устойчивой работе в условиях войны;
  • проведение аварийно-спасательных работ в очагах поражения;
  • оказание медицинской помощи пораженным и ликвидация последствий ядерного поражения.

 

16.1 Организация гражданской обороны на карьере

 

Основными задачами гражданской обороны на карьере являются:

  • проведение мероприятий по повышению бесперебойной работы предприятия при угрозе нападения;
  • непрерывное управление гражданской обороной, подготовка надежно действующей системы оповещения и связи;
  • создание и подготовка формирований гражданской обороны и поддержание их в постоянной готовности;
  • всеобщее обучение рабочих и служащих способам защиты от оружия массового поражения;
  • проведение мероприятий по защите запасов продовольствия и источников водоснабжения от радиоактивного, химического и бактериологического заражения;
  • проведение аварийно-спасательных работ в очагах поражения.

Для подготовки и проведения работ по гражданской обороне создаются специальные гражданские формирования связи, медицинской помощи, противопожарные, аварийно-технические, противохимической защиты, материально-технического снабжения, транспорта, по организации убежищ и укрытий.

 

16.2. Структура управления отрядами, командами, группами и звеньями

 

Схема структуры управления отрядами, командами и группами приведена на рис. 16.1.

 

16.3. Мероприятия при переводе карьера на особый режим

 

Перевод предприятия на особый режим производится при угрозе нападения противника по сигналу «тревога». В этот период снижается в пределах возможного объем производства продукции, прекращается работа вспомогательных цехов и служб, рабочие смены увеличиваются до 12 часов.

 

 

 

 

Рис. 16.1. Структура управления формированиями ГО

 

Проводятся мероприятия по защите ценного и вспомогательного оборудования. Ускоряется отгрузка готовой продукции. Легко взрываемые материалы, топливо, баллоны с горючими газами рассредоточиваются. Приводятся в боевую готовность средства защиты населения, укрытия, убежища. В десяти часовой срок рабочие и служащие обеспечиваются индивидуальными средствами защиты. Все службы гражданской обороны приводятся в боевую готовность, чтобы в более короткий срок выполнить поставленную задачу.

 

 

 

7.3 Расчет и построение годового графика ремонтов

 

Аналитический метод

Определяем число ремонтов и ремонтных осмотров для экскаватора ЭКГ-5А. На год планируется 6800 машино-часов, т.е. по 566 машино-часов в месяц. Межремонтные сроки для экскаватора машино-часов: К = 24000, Т2 = 12000,     Т1 = 6000, РО = 500.

  1. Число капитальных ремонтов:

                   (7.1)

Принимается  Nк = 0

  1. Число текущих ремонтов Т2:

               (7.2)

 

Принимается  NТ2 = 0

 

  1. Число текущих ремонтов Т1:

                    (7.3)

 

Принимается  NТ1 = 1

  1. Число ремонтных осмотров РО:

          (7.4)

 

Всего в течение года должно быть выполнено: 1 текущий ремонт Т1 и 12 ремонтных осмотров РО.

Для Atlas Copco T4BH на год планируется 4534 машино-часов в год или 566 часов в месяц. Межремонтные сроки для бурового станка машино-часов: К = 12800, Т2 = 6400,  Т1 = 3200 и РО = 400

  1. Число капитальных ремонтов:

Принимается  Nк = 0

  1. Число текущих ремонтов Т2:

                 (7.5)

Принимается  NТ2 = 1

  1. Число текущих ремонтов Т1:

      (7.6)

Принимается  NТ1 = 1

  1. Число ремонтных осмотров РО:

 

Всего в течение года должно быть выполнено 1 текущий ремонт Т2, 1 текущий ремонт Т1  и 15 ремонтных осмотров РО.

 

Графический метод

 

Графическим методом определяются число ремонтов и технических обслуживаний оборудования, а также сроки их проведения. Графики представлены ниже на рисунках 7. 1 и 7.2.

Рис.7.1. График определения числа технических обслуживаний и ремонтов ЭКГ-5А

Рис.7.2. График определения числа технических обслуживаний и ремонтов Atlas Copco T4BH

 

Как видно из графиков, в течение года должно быть выполнено:

Для ЭКГ-5А - один текущий ремонт Т1  18/XI и 12 ремонтных осмотров, проводимых соответственно 27/I, 24/II, 21/III, 17/IV, 14/V, 8/VI, 6/VII, 2/VIII, 29/VIII, 26/IX, 21/X, 15/XII.

Для Atlas Copco T4BH - один текущий ремонт Т2  10/XII , один Т1  20/VI и 15 ремонтных осмотра, проводимых соответственно 21/I, 13/II, 4/III, 25/III, 17/IV, 8/V, 29/V, 11/VII, 3/VIII, 24/VIII, 15/IX, 6/X, 27/X, 18/XI, 31/XII.

 

Метод номограмм

Построение номограмм производится в соответствии с действующими нормативами на ремонт и техническое обслуживание.

 

Рис. 7.3. Номограмма для определения количества технических обслуживаний и ремонтов ЭКГ-5А

 

 

 

 

Рис. 7.4. Номограмма для определения количества технических обслуживаний и ремонтов Atlas Copco T4BH

 

  • Как видно из номограмм 7.3. и 7.4., в течение года должно быть выполнено:
  • Для ЭКГ-5А - один текущий ремонт Т1 и 12 ремонтных осмотров.
  • Для Atlas Copco T4BH - один текущий ремонт Т2, один Т1 и 15 ремонтных осмотра.

 Список литературы и заключение отсутствует

 

Содержание архива:

Скачать: diplomnaya-rabota.rar  

Категория: Дипломные работы / Дипломные работы по геологии

Уважаемый посетитель, Вы зашли на сайт как незарегистрированный пользователь.
Мы рекомендуем Вам зарегистрироваться либо войти на сайт под своим именем.