30139

Снижение себестоимости 1 м3 горной массы при ведении буровзрывных работ

Дипломная

География, геология и геодезия

Выбор и обоснование параметров буровзрывных работ для условий разреза БунгурскийСеверный. Дипломный проект по специальности Открытые горные работы 130403 Новокузнецк 2012 количество страниц таблиц иллюстраций источников чертежей . Излагаются сущность способа вскрытия месторождения системы разработки структуры комплексной механизации технологические схемы отработки участка месторождения электроснабжения карьера.8 Выводы 22 2 Генеральный план и технологический комплекс на поверхности 23 3 Горные...

Русский

2013-08-23

632.92 KB

28 чел.

ЛИСТ ЗАМЕЧАНИЙ


Аннотация

Лихов М.В. Выбор и обоснование параметров буровзрывных работ для условий разреза «Бунгурский-Северный». Дипломный проект по специальности «Открытые горные работы» (130403) - Новокузнецк, 2012, количество страниц -  , таблиц -    , иллюстраций -    , источников -     , чертежей  -  .

Излагаются сущность способа вскрытия месторождения, системы разработки структуры комплексной механизации, технологические схемы отработки участка месторождения, электроснабжения карьера. Также обоснован выбор  и эксплуатация горного оборудования.

В проекте предоставляется информация о способах оптимизации охраны окружающей среды и охраны труда.

На основе всей предоставленной информации произведен расчет экономических показателей, который показывает экономическую выгоду при использовании предложенной технологии.                                                    

                                                                                                                 Лихов М.В.


Annotation

Lihov M.V.choice and a substantiation of parameters буровзрывных works for conditions of a cut «Byngyrski-norther». The degree project on a speciality                         «Open mountain works» (130403) - Novokuznetsk, 2012, quantity of pages -, tables -,     illustrations -, sources -, drawings -.

The essence of method of mining a coal field, of open pit mining technique, of main principles of forming open-pit comprehensive mechanization structure, of technological shemes of mechanization of open pit mining , of electrification of open cast mine are expounded in this research. The choice and exploitation of  mining equipment uere substantiation too.

The work guess the information about the methodes of improvement of the environment and of labour protection. On the bases of all this information the calculation of economical indices, which showes economical profit by using of presenting technology.

                                                                                                                   Lihov M.V.


Содержание

Введение 8

1 Геологическое строение месторождения 9

1.1 Основные сведения 9

1.2 Горно-геологическая характеристика карьерного поля 12

1.3 Условия  залегания и морфология угольных пластов 14

1.4 Физико-механические свойства  полезного  ископаемого  и  вмещающих       пород 18

1.5 Качество угля 19

1.6 Гидрогеологическая характеристика 20

1.7 Геологические запасы угля 21

1.8 Выводы 22

2 Генеральный план и технологический комплекс на поверхности 23

3 Горные работы 25

3.1 Существующее состояние горных работ 25

3.2 Основные параметры карьера (участка) 26

3.3 Мощность предприятия, потребители продукции 27

3.4 Вскрытие участка 28

3.5 Система разработки 31

3.6 Параметры  технологических процессов 34

3.6.1.Подготовка горных пород к выемке 34

3.6.2. Расчет параметров буровзрывных работ 37

3.6.3. Выемочно-погрузочные работы 49

3.6.4. Перемещение карьерных грузов 54

3.6.5 Отвалообразование 60

4 Карьерный водоотлив 64

5. Вспомогательные работы 73

6. Охрана окружающей среды 77

7 Электроснабжение 84

7.1 Общие положения 84

7.3 Выбор сечений проводов и кабелей 86

7.4 Проверка сечений проводов и жил кабелей по допустимой потере                  напряжения 90

7.5 Выбор высоковольтного оборудования 93

7.6  Расчет токов короткого замыкания 96

7.7 Меры безопасности 102

8 Охрана труда 105

8.1 Принципы организации борьбы с пылью 107

8.2  Борьба с пылью при буровзрывных работах 107

8.3   Снижение загрязненности атмосферы карьера при взрывных работах 108

8.4  Борьба с пылью при выемочно–погрузочных работах 108

8.5. Борьба с пылью на карьерном транспорте 109

9 Защита населения и трудящихся от чрезвычайных ситуаций 110

10 Специальная часть. Выбор и обоснование параметров буровзрывных работ 116

10.1 Патентный поиск 116

10.2 Существующее положение и анализ буровзрывных работ при открытой разработке месторождений 117

10.3 Расчет массового взрыва 119

10.4 Технико-экономическая эффективность 133

10.5 Выводы 142

Заключение 144

Список использованной литературы 145


Введение

В настоящее время предприятие является составляющим звеном любого государства. Насколько эффективно работает предприятие, какого его финансовое состояние, от этого зависит здоровье экономики государства. Но, как известно именно от правильно выбранной технологии ведения горных работ зависит стабильность и процветание угледобывающего предприятия. Ведь именно технология добычи полезного ископаемого влияет на себестоимость конечной продукции. Как мы вскроем месторождение, как мы его извлечем, во многом и будет влиять на стабильность и процветание данного предприятия.

Цель данного проекта снижение себестоимости 1 м3 горной массы при ведении буровзрывных работ.

В общей части дипломного проекта будут изложены сведения о геологическом строении месторождения, гидрогеологических условиях месторождения. Определены границы карьера. Рассмотрены: способ вскрытия месторождения, система разработки, параметры технологических процессов. Выбраны горные машины и оборудование с учетом горно-геологических условий разработки месторождения и с расчетом их эксплуатационной производительности.

В специальной части дипломного проекта с учетом техники, технологии, физико-механических свойств горных пород, блочности, взрываемости, обводненности скважин, характеристик взрывчатых веществ (ВВ), экономических факторов будут определены оптимальные параметры буровзрывных работ (БВР) с учетом горно-геологических условий Бунгурского месторождения.

1 Геологическое строение месторождения

1.1 Основные сведения

«Бунгурский-Северный разрез» вступил в строй действующих предприятий в 2005 г. (после ликвидации разреза «Камышанский» и его переименования). Административно бытовой комплекс «Бунгурского угольного разреза» располагается по адресу Кемеровская обл., г. Новокузнецк, п. Листвяги, ул. Ливинская 31а,           ООО «Бунгурский-Северный разрез» входит в состав ХК «Кузбассразрезуголь» [1]

В настоящее время разрез располагается на 2  участках: 1 – Бунгуро-Листвянский 4 (Суворовское поле), 2 – Бунгурский 1-3.

Средняя зольность угля 17,6%, влага 11,8%, сера 0,4%. Высшая теплота сгорания в зависимости от марки и влияния выветривания колеблется от 6000 (25,12) до 8350 ккал/кг (34,95 Мдж/кг) при средней 8020 ккал/кг (33,57 Мдж/кг). Низшая теплота сгорания рабочего топлива по марке «Т» составляет 6020 ккал/кг                (25,19 Мдж/кг), по марке «Д» 5300 ккал/ кг (22,1 Мдж/кг).

Около 80% энергетических углей разреза поставляется на 11 электростанции России, в том числе на 4 электростанции Кузбасса, 0,02% для коммунальных и бытовых целей, 19,2% на склады топлива МПС.  

Угли ООО «Бунгурский-Северный  разрез»  пригодны для пылевидного и слоевого сжигания, бытовых нужд, и других целей.

Участок горных работ № 1 («Суворовское поле») расположен в Бунгуро-Чумышском геолого-экономическом районе и административно входит в черту земель Новокузнецкого района Кемеровской области РФ (рисунок 1.1)

В 12 км к юго-западу от поля участка № 1 находится город Новокузнецк, а в непосредственной близости располагаются деревни Кандалеп, села Березовка, Костенково, Апанас, Мостовая, которые связаны с г. Новокузнецком гравийными шоссейными дорогами. Все населенные пункты связаны между собой грунтовыми дорогами.

В геоморфологическом отношении площадь Бунгурского месторождения представляет собой пологовсхолмленное плато, расчлененное серией логов и водоразделов.

Наиболее значительные речки, расположенные вблизи участков Бунгурского месторождения – река Бунгур и река Кандалеп, ориентированы меридианально и текут в диаметрально-противоположных направлениях. Речки Бунгур и Кандалеп питаются в основном за счет атмосферных осадков, и гидрогеологический режим их подвержен значительным колебаниям.

Климат  резко континентальный. Холодная зима продолжается в течение пяти месяцев – с ноября по апрель. Наиболее холодные месяцы – январь и декабрь, когда температура снижается до – 450С. Устойчивый снежный покров удерживается с начала ноября и до конца апреля. На открытых крутых южных и юго-западных склонах снег, как правило, не удерживается, в логах же накапливается снежный покров толщиной до 2 м. В зависимости от этого глубина промерзания достигает 2,5 м на оголенных склонах и 0,1-0,3 м под мощным снеговым покровом. Лето короткое, но относительно жаркое. Наиболее жарким месяцем является июль, среднемесячная температура которого достигает +19,40С. Среднегодовое количество осадков составляет 497 мм. Наибольшее количество осадков выпадает летом (40-45%). Суточный максимум осадков – 49 мм/сут. Господствующими ветрами являются южные и юго-западные. Ветры этих направлений имеют максимальную скорость                  17-24 м/сек.

Рисунок 1.1 – Местоположение участка Бунгуро-Листвянский 4

1.2 Горно-геологическая характеристика карьерного поля

Стратиграфия

Согласно современной стратиграфической схеме расчленения угленосных отложений Кузбасса вся толща осадков участка относится к балахонской серии       (С1–Р1), включающей в себя ишановскую (Р1isc)  и кемеровскую свиты(Р1кm).

В структурном отношении участок приурочен к северо-западному крылу Суворовской западной антиклинали, осложненному флексурными перегибами и дизъюнктивами.

На площади детализируемого участка вскрышная часть ишановской свиты включает в себя лишь интервал от кровли пласта Vбис до VII включительно. Вскрытая мощность свиты составляет немногим более 160 м. Отложения ишановской свиты, представлены, в основном, глинистыми разностями пород (крупными, мелкими и углистыми алевролитами), а песчаники в разрезе свиты занимают подчиненное значение и составляют не многим более 25% от общей мощности свиты. Главнейшим признаком вскрытой части ишановской свиты является присутствие мощного пласта угля (VI), который на границах участка отрабатывается открытым способом.

Кемеровская свита на площади участка включает в себя интервал: верхняя граница проводится в 80 м выше пласта I, а нижняя по кровле пласта Vбис. Вскрытая мощность свиты составляет 230м. В разрезе свиты установлено 6 пластов угля, 5 из которых имеют кондиционную мощность II, III, IV, IVбис,V. В литологическом составе разреза свиты преобладающее  положение занимают алевролиты. Довольно значительная по мощности     (20-30 м) пачка песчаников залегает лишь в почве пласта I.

Алевролиты – разделяются на песчанистые (алевролиты крупнозернистые) и глинистые (алевролиты мелкозернистые). Для обеих групп характерен темно-серый цвет, горизонтальная, реже, косоволнистая слоистость.

Крупных алевролитов – 40%, мелких –18%.

Песчаники – разнозернистиые, образуют иногда достаточно мощные (до 30 м) слои. Отмечаются все виды песчаников от мелкозернистых до крупнозернистых. Окраска, в основном, серая и светло-серая.

Угленосные отложения кемеровской свиты включают 10 пластов и пропластков угля, суммарная мощность которых составляет 27,88 м, рабочая угленосность – 11% .

По особенностям геологического строения – выдержанности мощности, строения угольных пластов, сложности условий их залегания и горно-геологических условий разработки участок № 1 относится к II группе «Классификации запасов месторождений и ресурсов твердых полезных ископаемых».

На Суворовском поле в настоящее время принято к отработке 3 угольных пласта, горные работы достигли отметки +280 м.

Длина участка принята 5600 м, ширина – 400 м, площадь – 210 га [1].

Тектоника

В структурном отношении участок приурочен к северо-западному крылу Суворовской западной антиклинали, осложненному флексурными перегибами и дизьюнктивами. В границах от профиля 5 и до профиля 13 это крыло характеризуется сравнительно пологими углами падения (20-25°), а на остальной части площади углы падения пород гораздо круче (35-40°).

На площади участка выявлено 9 разрывов с амплитудами перемещения от 3 до 23 м, в том числе с амплитудой менее 10 м. их установлено 7. Все нарушения определяются как согласные взбросы, имеющие северо-восточное и юго-восточное простирание. При отработке угольных пластов не исключена возможность других мелких нарушений, поскольку буровые работы с учетом относительно редкой плотности разведочной сети не обладают достаточной разрешающей способностью для установления интенсивности развития мелкоамплитудных нарушений, так и пологой волнистости.

Попутные полезные ископаемые

Суглинки

Для производства строительного кирпича могут быть использованы суглинки, почти непрерывным чехлом перекрывающие коренные породы, как в пределах Бунгуро-Чумышского района, так и сопредельных с ним площадей.

Для определения пригодности суглинков, как сырья в производстве строительных материалов, в бортах карьера на оцениваемом участке были отработаны 4 пробы. На основании лабораторно-технологических испытаний можно сделать вывод, что глинистое сырье проб пригодно для получения керамического кирпича марки 150 при условии доизмельчения запесчаненых фракций и внесения отощителей ( опилки, молотые отходы углеобогащения) в незапесчаненные фракции.

При мощности наносов в 5 метров и выше запасы суглинков составляют       3,2 млн.м3.

Почвенно-растительный слой

Мощность плодородного слоя в среднем составляет 0,5 м. Запасы оцениваются равными 0,3 млн.м3.

Строительные камни

Песчаники мощных слоев (свыше 26 м), имеющие предел прочности при одноосном сжатии свыше 1400 кг/см2, могут быть рекомендованы в производство бытового камня марки «1400» по прочности и марки «М-35» по морозоустойчивости.

Менее прочные песчаники с пределом прочности при сжатии 1400 кг/см2 и алевролиты могут использоваться в качестве бытового камня при неответственных строительных работах и строительных работах внутри зданий и помещений.

1.3 Условия  залегания и морфология угольных пластов

В структурном отношении участок № 1 приурочен к юго-восточному крылу Суворовской антиклинали – структуре II порядка крыла Чумышской гемисинклинали.

Указанное крыло Суворовской антиклинали осложнено дополнительными антиклинальными и, сопряженными с ними, синклинальными складками III и IV порядка. В целом, в пределах участка развита тектоническая структура переходного типа, сочетая в себе признаки, как моноклинальных структур, так и складчатых форм, что вызывает своеобразную форму выходов пластов под наносы ввиду изменяющегося простирания толщи и углов падения крыльев [1].

Тектоническое строение участка сложное. Падение пластов – наклонное  крутое. В западной половине участка углы падения изменяются от 35° до 45°, в восточной – от 35° до 55°. По сложности геологического строения участок относится к месторождениям 2 группы – сложного строения.

В пределах участка  (блок открытых работ) установлено 10 угольных пластов, принятых к подсчету запасов: II, III, IV, IVбис, V, Vбисв.п., Vбисн.п., VI, VII, VIII. Угольные пласты по морфологическим особенностям можно разделить на две группы: по мощности – средней мощности  от 1,30 до 3,50м (III, IV, IVбис, Vбисн.п., VII, VIII) и мощные – свыше 3,50м (II, V, VI); по выдержанности мощности: выдержанные (II, IV, IVбис, V, Vбисн.п., VI), относительно выдержанные –  III, VII, VIII, невыдержанные – Vбисв.п.. Угольные пласты характеризуются как  простым строением (III, IV, IVбис, Vбисв.п., Vбисн.п.), так и сложным (II, V, VI, VII, VIII).

Суммарная мощность прослойков породы в пластах сложного строения непостоянная и колеблется от 0,04 до 1,12м, а количество их в пластах от 1 до 10 (пласт 6).

ПЛАСТ  IV - IVбис: пласты располагаются на расстоянии 10 - 12м друг от друга, а от вышележащего V пласта на расстоянии 10м. Мощность пластов колеблется соответственно от 1,38-1,34 м и  от 1,47 – 2,46 м при среднем значении  1,01 и  1,37 м по степени выдержанности  эти пласты в пределах участка относятся  к  выдержанным. Строение пласта IV простое, а IVбис простое и реже сложное. В этом случае пласт IVбис включает в себя 1 – 2 породных прослоя, суммарная мощность  которых изменяется от 0,12 – 0,74 м. Кровля пластов представлена алевролитами крупными, почва алевролитами крупными и, реже, песчаниками. Следует отметить, что ложная почва пласта IV  часто представлена углистыми алевролитами.

ПЛАСТ V: является самым нижним пластом в отложениях кемеровской  свиты и залегает стратегически ниже пласта IV бис на 26 м. Мощность пласта изменяется от 3,11-4,16 м, в среднем составляя 3,58 м. Строение пласта V  чаще всего сложное – включает в себя 1-3 породных прослоя, суммарная мощность которых изменяется в пределах от 0,08-0,48 м и представлены они алевролитами мелкими и углистыми. Кровля и почва пласта представлена алевролитами крупными, иногда присутствует ложная кровля, представленная алевролитом  углистым. По степени изменчивости мощности пласт отнесен к группе выдержанных.

ПЛАСТ V бисв.п.: самый верхний пласт  в отложениях ишановской   свиты и залегает  стратиграфически ниже V-го пласта в 48 м. Мощность пласта изменяется от 0,68 -1,19 м при среднем  значении  0,91 м. Строение пласта простое и лишь в единичных случаях пласт содержит 1-2 породных прослоя, суммарная мощность которых не превышает  0,13 м. Кровля и почва пласта представлена алевролитами крупными и, реже, песчаниками. По степени измененности мощности пласт отнесен к группе невыдержанных.

ПЛАСТ V бисн.п.: от вышележащего пласта удален на расстоянии 1,5-2 м. В пределах участка характеризуется выдержанной мощностью, изменяющейся от    1,13 -1,7 м при среднем значении 1,41 м. Пласт чаще имеет простое строение, редко состоит из двух пачек. От вышележащего пласта удален на расстоянии 1,5-2 м. Кровля пласта представлена алевролитами крупными, иногда присутствует ложная кровля  и сложена она алевролитами мелкими и углистыми. Почва представлена алевролитами крупными и мелкими и, реже, песчаниками и углистыми алевролитами.

ПЛАСТ VI:  является самым мощным пластом в границах участка. Средняя мощность пласта составляет 7,43 м при крайних ее значениях от 4,87-10,36 м. Строение пласта VI сложное.  В случае сложного строения пласт  включает в себя 2-5 повторных прослоя, а иногда и более (6-10). Суммарная мощность внутрипластовых породных прослоев изменяется в пределах от 0,27-1,12 м. и представлены они чаще всего алевролитами мелкими и углистыми, и, реже оолитовым сидеритом. Кровля пласта представлена алевролитами крупными и мелкими, а почва сложена алевролитами крупными и песчаниками. По степени изменчивости мощности пласт VI отнесен к группе выдержанных.

ПЛАСТ VII: от вышележащего пласта удален на расстоянии 22 м. По степени выдержанности мощности пласт относится к относительно выдержанным. Мощность пласта колеблется от 1,72 -3,9 м при среднем значении 2,77 м. Пласт характеризуется чаще всего сложным строением и состоит из 3-5 пачек угля. Породные прослои представлены, в основном, алевролитами мелкими и, реже, алевролитами углистыми и оолитовым сидеритом. Суммарная мощность породных прослоев изменяется в пределах от 0,04 до 0,49 м. Кровля пласта представлена алевролитами крупными и, реже, алевролитами мелкими и песчаниками. Почва пласта сложена в большинстве случаев алевролитами крупными  и мелкими, реже,  песчаниками. Необходимо отметить тот факт, когда одна или две угольные пачки в почве пласта приобретают значения самостоятельных пластов,  поскольку разделяющий их породный прослой равен или превышает по мощности угольную пачку.

Характеристика пластов угля, принятых к отработке открытым способом, приведена в таблице 1.1.

Заканчивая характеристику угольных пластов можно сделать следующий вывод: по результатам изучения морфологии пластов и их мощности, наиболее перспективным для развития добычных работ открытым способом на детализируемой площади являются пласт II, V, VI.

Таблица 1.1 – Характеристика пластов угля участка № 1

Характеристика пород

Принятая мощность пласта от-до/средн., м

Строение пласта

Краткая характеристика угольного пласта

кровли

почвы

V

Ложная–аргиллиты углистые, основная -аргиллиты и алевролиты слабые

Алевролиты, редко песчаники

0,94-4,99/

2,68

Простое и сложное из 2-3 пачек угля

Относительно выдержанный

VI

Алевролиты, аргиллиты, редко песчаники

Мелкие алевролиты, иногда углистые

2,42-11,10/

5,13

Простое и сложное из 2-5 пачек угля

Выдержанный

VII

Алевролит, редко песчаник

Алевролиты

0,77-3,76/

1,77

Простое, редко сложное из 2 пачек

Относительно выдержанный

1.4 Физико-механические свойства полезного ископаемого и вмещающих пород

Согласно ГОСТ 8162-79 по основным маркировочным показателям –  выходу летучих веществ менее 17 % (от 5 до 11 %) и отсутствию толщины пластического слоя угли пластов участка № 1 отнесены к марке «Т» [1].

На основании изучения теплотехнических свойств углей установлено, что угли являются хорошим энергетическим топливом с высокой теплотворной способностью (8395-8646 ккал), низкой влажностью (7,5 %) и относительно небольшой зольностью чистых угольных пачек (7,7-16,6 %).

Угли пластов малосернистые (колебание от 0,35 до 0,81 %). Содержание фосфора в углях изменяется от 0,0005 до 0,214 %.

В соответствии с ГОСТ 10100-84 угли пластов характеризуются трудной и очень трудной обогатимостью [1].

Вмещающие породы представлены песчаниками, алевролитами и аргиллитами, четвертичные отложения – суглинками и глинами.

Коэффициент крепости по шкале проф. Протодьяконова составляет: угля – 0,8-1,8 пород вскрыши – 3-9, объемный вес породних прослойков – 2,0 т/м3.

Трещиноватость является одним из главных показателей при оценке инженерно-геологических свойств скальных пород. Толща осадочных пород повсеместно разбита нормально- и кососекущими трещинами. Зона слабой трещиноватости характеризуется почти полным отсутствием открытых трещин, в то время как в зонах развития интенсивности трещиноватости приобретают распространение открытые трещины .

Физико-механические свойства суглинков и глин приведены в таблице 1.2.

1.5 Качество угля

Угли всех пластов участка в соответствии с ГОСТ 25543-88 относятся к марке Т (тощие). По результатам петрографических исследований угли содержат: витринита – 49-74%, фюзинита – 22-47%, семивитринита – 4%, примесей – 1%. Качественная характеристика угля по пластам участка № 1 представлена в таблице 2.3.[1]

Угли могут использоваться для энергетических целей. Средняя зольность колеблется от 9,2 до 10,7%. Зольность углей с учетом 100% засорения породными прослоями изменяется от 14,4 до17,2%. Угли очень труднообоготимые.

По данным разведочных и эксплуатационных работ зона негодного угля составляет 0,20- 0,5 м, зона окисления распространяется до глубин от 10-15 до 30 м. Окисленный уголь по качественным показателям соответствует принятым кондициям на энергетическое топливо.

Угли участка малосернистые и малофосфористые, с высокой теплотворной способностью. По результатам исследований угли склонны к самовозгоранию.

Таблица 1.2 – Физико-механические свойства суглинков и глин

Свойства

Ед. изм

Суглинок

Глина

Объемная масса

Т/м3

1,96

1,9

Удельный вес

Т/м3

2,65

2,66

Естественная влажность

%

21,14

17,2

Пористость

%

39,12

38,9

Коэффициент пористости

0,649

0,64

Число пластичности

13

17

Полная влагоемкость

%

24,93

24,2

Величина набухания

%

27,53

32,0

Коэффициент внутреннего трения

0,327

0,21

Угол внутреннего терния

Град.

18

12

Сцепление

5,18

5,00

Таблица 1.3 – Качественная характеристика угля участка № 1

Показатель

Индекс пласта

V

Vбисв. п.

Vбисн. п.

VI

VII

Зольность

Ad, %

Скважина

11,96

13,13

11,83

12,11

13,50

горная выработка

Выход летучих в-в

Vdaf, %

Скважина

9,45

10,34

9,84

9,31

9,56

горная выработка

Qsdaf, % - теплота сгорания

8549

8559

8589

8550

8573

Продолжение таблицы 1.3

Qir, % - теплота сгорания

Std, % - сера общая

0,59

0,80

0,81

0,56

0,66

P d, % - фосфор

0,214

0,143

0,086

0,74

1.6 Гидрогеологическая характеристика

В геоморфологическом отношении площадь участка № 1 представляет собой расчлененное серией рек, логов и ручьев возвышенное плато.

В обводненности Бунгуро-Чумышского месторождения в той или иной степени участвуют водоносные горизонты четвертичных образований и коренных пород. Обводненность пород характеризуется двумя водоносными  горизонтами: водоносный горизонт в четвертичных отложениях, водоносный горизонт в коренных породах.

Первый горизонт, представленный грунтовыми водами, приурочен к макро пористым суглинкам водоразделов и их склонов, а так же к аллювиальным песчано-галечниковым отложениям речных долин. Водоносность четвертичных отложений незначительна.

Водовмещающими породами основного водоносного горизонта являются песчаники и алевролиты, переслаиваемые с аргиллитами и пластами угля. Все эти породы и угольные пласты собраны в асимметричные складки и расчленены многочисленными тектоническими разрывными нарушениями.

Среди водоносных пород наиболее выдержанными и водообильными являются пачки песчаников мощностью в среднем 15-25 м, залегающие между рабочими пластами угля.

По степени трещиноватости и водообильности пород на месторождении выделены две зоны: верхняя – выветрелых, интенсивно трещиноватых, и поэтому повышена водообильность пород и нижняя – породы с постоянно затухающей по глубине трещиноватостью.

На водоразделах и склонах благодаря довольно расчлененному рельефу продуктивные отложения находятся в зоне дренажа и являются в значительной степени осушенными. Удельные дебиты скважин этой зоны составляют 0,03-0,06 л/сек, коэффициент фильтрации 0,018 м/сут.

В качественном отношении подземные воды прозрачные, без цвета и запаха, пресные гидрокарбонатные кальциево-магниевые, реже кальциево-натриевые с минерализацией 220-339 мг/л.

Общая жесткость колеблется в пределах 2,8-17,2 мг-экв/л, она почти полностью устранимая, что указывает на пригодность воды для хозяйственно-питьевых нужд. По концентрации водородных ионов (pH изменяется от 7 до 8) воды относятся к слабощелочным.

Угленосные отложения участка характеризуются слабой обводненностью.

Приток подземных вод на 1 м длины траншеи: начало работ 5 м3/час, полное развитие работ 31,8 м3/час. Максимальный водоприток за счет атмосферных осадков – 20 м3/час [1].

1.7 Геологические запасы угля

Балансовые запасы полезного ископаемого участка № 1 приведены в таблице 1.4.

Таблица 1.4 – Запасы полезного ископаемого участка № 1 на 2004 год [1]

Наименование угольных пластов

Геологические запасы (балансовые), тыс. т

В том числе:

Всего:

А

В

С1

С2

V

марочные

562

428

419

1409

окисленные

106

106

Всего:

562

534

419

1515

Vбис

марочные

66

27

16

109

окисленные

26

26

Всего:

66

27

42

135

Продолжение таблицы 1.4

Vбисн. п.

марочные

126

223

10

359

Всего:

126

223

10

359

Vбисв. п.

марочные

175

278

10

463

Всего:

175

278

10

463

VI

марочные

2482

1362

371

4215

окисленные

189

19

208

Всего:

2482

1551

390

4423

VII

марочные

797

151

8

956

Всего:

797

151

8

956

1.8 Выводы

Заканчивая характеристику геологического строения участка можно сделать следующий вывод: продуктивные отложения участка включают в себя угольные пласты, относящиеся, в основном, к группе выдержанных и относительно выдержанных. В соответствии с « Классификацией запасов месторождений твердых полезных ископаемых» участок относится к месторождениям II группы.


2 Генеральный план и технологический комплекс на                  поверхности

ООО «Бунгурский-Северный разрез» расположен в 12 км., к северо-востоку от г. Новокузнецка. В непосредственной близости от промплощадок разреза и автобазы построен шахтерский поселок Листвяги. На предприятии расположены две промплошадки разреза и автобазы на расстоянии 1,8 км.

На промплощадке разреза расположены: котельная, механическо-ремонтный цех, тракторно-бульдозерный цех, химическая лаборатория, площадка для ремонта и демонтажа экскаваторов, участок энергоснабжения, АБК, складские помещения, убежище, общежитие.

На промплощадке автобазы расположены: котельная, ремонтно-механические мастерские, складские помещения, убежище, здравпункт, АЗС, ГСМ, АБК, боксы для БелАЗов, грузовых и легковых автомобилей.

На промплощадке разреза котельная служит для отопления всех зданий расположенных на промплощадке. Механическо-ремонтных цех – для обслуживания и ремонта экскаваторов, буровых машин, и прочего электрооборудования. Тракторно-бульдозерный цех – для ремонта и технического обслуживания бульдозеров, а также для стоянки тракторно-бульдозерной техники. Участок электроснабжения предназначен для обеспечения всех зданий и сооружений промплощадки электроэнергией. Административно бытовой комплекс - для размещения столовой, мойки (1этаж), административного аппарата (2, 3 этажи). Складские помещения предназначены для хранения запасных частей и  необходимого оборудования, так же в здании склада расположена химическая лаборатория, предназначенная для определения марки угля, зольности, калорийности.

На промплощадке автобазы  котельная предназначена для отопления помещений автобазы, ремонтно-механическая предназначена для ремонта карьерного автотранспорта, складские помещения для хранения необходимых материалов и запасных частей. Здравпункт – для оказания медицинской помощи. АЗС и   ГСМ – для заправки и хранения горюче смазочных материалов. Боксы для стоянки БелАЗов, грузовых и легковых автомобилей.

Дробильно-сортировочный комплекс расположен на угольном складе №1, на промплощадке «Бунгурского угольного разреза». Площадка находится на левом берегу реки Бунгур. Производственная мощность установки 600 тыс. т в год. Принимаемое проектом оборудование дробильно-сортировочный комплекс (ДСК) позволяет выполнять следующие операции:

– загрузка рядового угля в бункер автомобильным транспортом;

– дробления крупного угля в дробилке до 1000 мм;

– определение классов 0-40 мм и 40-100 мм  на колосниковом грохоте;

– разгрузка конвейером  класса 40-100 мм и отсева на склад.

Комплекс предназначен для дробления и сортировки рядового угля марки «Т» класса 0-40 мм и 40-100 мм. Часовая производительность установки составляет 174 т/ч.


3 Горные работы

3.1 Существующее состояние горных работ

На Суворовском поле в настоящее время принято к отработке 3 угольных пласта, горные работы достигли отметки +280 м.

В настоящее время на участке работают 4 экскаватора: ЭКГ-5А, ЭКГ-8И        (2 штуки) и ЭШ – 10/70.

В настоящее время уголь в забоях экскаваторами ЭКГ-5А, ЭКГ-8И грузится в автосамосвалы     БелАЗ 75485, БелАЗ 75131, БелАЗ 7555, БелАЗ 75475, БелАЗ 7540 (участок Суворовский)  и доставляется на угольный склад, расположенный вблизи промплощадки разреза.

На перевозках угля и вскрышных пород, навалов и прочих работах на разрезе используются автосамосвалы БелАЗ 7555 грузоподъемностью 55 т, БелАЗ 75121 грузоподъемностью 120 т и БелАЗ 75485 грузоподъемностью 40 т.

Применение автосамосвалов БелАЗ 75485, БелАЗ 7555 с погрузкой экскаваторами ЭКГ-5А, ЭКГ-8И  ДЭО является оптимальным автомобильно-экскаваторным комплексом, так как при работе экскаватора ЭКГ-5А с автосамосвалом БелАЗ 7519 на погрузку затрачивается 10,04 мин. Недостаток этого автомобильно-экскаваторного комплекса в том, что значительно увеличивается время простоя автосамосвалов под погрузкой.

На угольных складах уголь грузится экскаваторами ЭКГ-5А и  ЭКГ-8И   в железнодорожные составы, состоящие из тепловоза ТЗМ-2 и 8-16 полувагонов, и отправляется на станцию Листвяги. На станции Листвяги формируется составы весовой нормой 2500 т брутто, далее через станцию шахты Бунгурская отправляется на станцию с. Димитрово. На с. Димитрово выполняются приемо-сдаточные операции, и формируется составы весовой нормой 5000 т брутто. Затем отправляются на внешнюю сеть ст. Новокузнецк-Сортировочный.

Для уборки навалов на горных участках предусматривается также бестранспортная система разработки. При этом навалы перемещаются драглайном ЭШ-10/70 по условиям бестранспортной технологии в выработанное пространство участка.

3.2 Основные параметры карьера (участка)

Участок горных работ № 1 («Суворовское поле» разреза «Камышанский») расположен в Бунгуро-Чумышском геолого-экономическом районе и административно входит в черту земель Новокузнецкого района  Кемеровской области РФ.

По особенностям геологического строения – выдержанности мощности, строения угольных пластов, сложности условий их залегания и горно-геологических условий разработки участок № 1 относится к II группе «Классификации запасов месторождений и ресурсов твердых полезных ископаемых».

Размеры поля разреза и глубина разработки участка №1 «Суворовский».

По верху

По дну

Длина участка

5600 м

5040 м

Ширина участка

400 м

280 м

Площадь участка

224 га

141 га

Мак симальная глубина разработки

90 м

Границы участка №1 «Суворовское поле»:

– на севере, западе, востоке – линия разноса рабочего борта по пласту 5 западного и восточного крыла Суворовской западной антиклинали от гор.+300м;

– на юге – целик под автодорогу, соединяющий деревню Михайловку с поселком Листвяги.

Технические границы участков по простиранию приняты в границах существующих отводов. Прирезка запасов по простиранию в настоящий момент не представляется возможной в связи с тем, что запасы в торцах «Суворовского поля» были отработаны шахтой «Бунгурская».

В установленных границах карьера:

– объем вскрыши,   м3 –    4536400;

– запасы угля,  т. – 721000;

– коэффициент вскрыши, м3/т – 6,29.

Объем вскрышных и добычных работ по пластам приведен в таблице 3.1.

Таблица 3.1 – Объемы  вскрышных и добычных работ

Пласт

Горизонт, м

Вскрыша, м3

Запасы,  т.

V и VI

+260

2 728 600

450 000

VII

+300

1 807 800

271 000

3.3 Мощность предприятия, потребители продукции

Проектная мощность предприятия 600 тысяч т угля в год, вскрыши автомобильной 7488 тысяч т.

В перспективе возможно увеличение проектной мощности разреза до 1 млн. т угля в год при увеличении производительности разреза по вскрыше, выполняемой по бестранспортной технологии.

Около 80 % энергетических углей разреза поставляется на 11 электростанций России (Мосэнерго, Новосибирскэнерго, Томскэнерго, Пермьэнерго, Кировэнерго, Магаданэнерго), в том числе на 4 электростанции Кузбасса (Кузбассэнерго), 0,02 % для коммунальных и бытовых целей, 19,2 % на склады топлива МПС. Также осуществляется поставка угля по регионам России и на экспорт (Словакия, Болгария, Турция, Бельгия, Великобритания, Украина, Белоруссия).

Поставка угля на экспорт в 2010 году составила 227,1 тыс. т (27,5 % от общей поставки).

Сортовые угли являются очень эффективным топливом при слоевом сжигании в бытовых и шахтно-пересыпных печах. Угольная мелочь или отсев сортировок используется в пылевидном, факельно-слоевом сжигании.

В настоящее время наблюдается снижение объемов поставок угля на электростанции Кузбассэнерго с предприятий ХК «Кузбассразрезуголь» за счет увеличения потребления угля УК «Южкузбассуголь».

Принят следующий режим работы разреза:

  1.  по добыче – круглогодовой, 355 рабочих дней в году, 2 смены в сутки, продолжительность смены – 12 час;
  2.  на вскрышных работах – круглогодовой, 355 рабочих дней в году, 2 смены в сутки, продолжительность смены – 12 час;
  3.  на буровых работах – круглогодовой, 355 рабочих дней в году, 2 смены в сутки, продолжительность смены – 12 час;
  4.  взрывные работы предусматривается производить в дневное время суток.

3.4 Вскрытие участка

Вскрытие карьерного поля осуществляется проведением открытых горных выработок, представляющих собой систему элементов в которых располагаются транспортные коммуникации технологических грузопотоков (см. таблицу 3.2.).

Участок № 1 (Суворовское поле) вскрыт восточным заездом с отметки +405, по которому вскрышные породы транспортируются на внешний отвал. Уголь вывозится по автодороге, уложенной вдоль западной границы участка, на угольный склад.

Вскрытие рабочих горизонтов осуществляется посредством сооружения специально предназначенных для этого выработок. Для обеспечения перевозок горной массы каждый горизонт должен быть вскрыт скользящим съездом, как правило, наклонным, так как он соединяет отметку вскрываемого горизонта с отметкой уже действующих рабочих  горизонтов и поверхностью.

Горные работы на горизонте начинаются с создания первоначального фронта, для чего проводится разрезная траншея.

Таблица 3.2 – Горные выработки для вскрытия карьерных полей

Горная выработка

Назначение

Наклонная траншея

(внешняя траншея)

Обеспечение связи горизонтов в рабочей зоне карьера с поверхностью или нижележащим горизонтом

Горизонтальная траншея

(разрезная траншея)

Создание фронта горных работ на горизонте

Наклонная транспортная берма (внутренняя траншея, съезд, насыпь)

Обеспечение связи между горизонтами внутри эксплуатационного пространства карьера

Намечается последовательная отработка эксплуатационных блоков до конечного контура и использование выработанного пространства под внутренние отвалы. Подвигание горных работ в блоке предусматривается выполнять вкрест простирания угольных пластов.

Исходя из применяемого горнотранспортного оборудования, отработка месторождения производится 10-15 метровыми слоями (уступами).

Слои в отработку участка вводятся последовательно, горные работы ведутся одновременно на нескольких уступах.

Процесс отработки 15-ти метрового уступа характеризуется наличием трех четко выраженных периодов, различающихся интенсивностью ведения работ на горизонте.

1. Период подготовки нижележащего горизонта длится от конца проходки разрезной траншеи на вышележащем горизонте. На рассматриваемом горизонте экскаваторные работы еще не ведутся, а бурение скважин производится.

2. Период подготовки траншеи и подготовки горизонта. Работы ведутся с повышенной интенсивностью, с тем, чтобы обеспечить сокращение периода ожидания для нижележащего горизонта и ускорить ввод его в эксплуатацию.

В данный период, в основном, производится отработка запасов угля этого горизонта.

3. Период отработки горизонта с нормальной интенсивностью, определяемой  нормальной длиной фронта работ на один экскаватор.

Наиболее сложен в организационном отношении второй период – период проходки траншеи и подготовки горизонта.

Продолжительность этого периода определяет скорость углубки горных работ.

Для подготовки нового горизонта необходимо на данном горизонте провести разрезную траншею и на всех вышележащих горизонтах подвинуть фронт на величину, обеспечивающую создание необходимого резерва подготовленных и готовых к выемке запасов и обеспечивающую сохранение рабочих площадок на нижних горизонтах.

Начало работ по углубке начинается с обуривания и взрывания блока длиной 150-400 м на высоту уступа, после чего проходится съезд на высоту подуступа по развалу взорванной горной массы у кровли угольного пласта. Затем проходится разрезная траншея по верхнему подуступу. Ширина траншеи по дну - 30 м. Когда разрезная траншея достигнет 100-150 м, начинаются добычные работы на верхнем подуступе.

После окончания проходки разрезной траншеи на высоту уступа (15м) начинается его ускоренная отгонка с целью создания на горизонте площадки, ширина которой позволяет начать проходку траншеи по нижележащему горизонту при соблюдении параметров и элементов системы разработки.

Минимальная ширина траншеи при тупиковом развороте автосамосвалов БелАЗ – 75131 определяется по формуле

Вmin = Ra + 0,5 ba + la + 2m, м     (3.1)

где Ra – радиус поворота по колее переднего внешнего колеса, м;

ba – ширина кузова автосамосвала, м;

la – длина автосамосвала, м;

m – минимальный зазор между автосамосвалами и нижней бровкой борта траншеи, (m = 1-2);

Вmin = 13 + 0,5∙6,8 +11,5+2∙1 = 32 м.

Объем  разрезных траншеи по вскрытию рабочих горизонтов

Vг = (в + hctq α) ∙hL,     (3.2)

где в – ширина дна траншеи,

h – высота вскрываемого горизонта, м

L – длина разрезной траншеи, м

α – угол откоса борта траншеи, градус

Vг = (32 + 15∙ ctq 45)∙ 15∙ 400 = 282 000 м3

Объем капитальной траншеи при одностороннем примыкании путей рабочих горизонтов:

Vт = ,    (3.3)

где Ну – высота уступа, м;

b – ширина дна траншеи, м;

bт – ширина транспортной бермы, м;

bп – ширина предохранительной бермы, м;

Vт===379687,5 м3

На Суворовском поле в настоящее время принято к отработке 3 угольных пласта, горные работы достигли отметки +280 м.

3.5 Система разработки

Принятая система разработки должна обеспечивать безопасную и экономичную комплексную разработку всего полезного ископаемого, полное извлечение запасов, охрану окружающей среды.

На разрезе применяется - комбинированная, однобортная, углубочная система отработки. Карьерный транспорт – автомобильный. На вскрышных работах с применением автотранспорта используются экскаваторы типа: ЭКГ– 4,6, ЭКГ-5А, ЭКГ-8И. Вскрышные породы после погрузки в автосамосвалы вывозятся и укладываются на внешние и  внутренние отвалы. Технологией, где реально возможно повышение объемов добычи угля является технология с применением автомобильного транспорта. На вскрышных работах по бестранспортной схеме используется экскаваторы ЭШ -  10/70, ЭШ –10/60.

Исходя из физико-механических свойств пород, годовых объемов работы и существующего парка горно-транспортного оборудования на разрезе «Бунгурский» предусматриваю применение экскаваторов  ЭКГ-8И выпускаемых АО «Ижорские заводы» с емкостью ковша 8 м3 .

Для переэкскавации навалов и наносов по бестранспортной системе предусматривается использовать экскаваторы – драглайны ЭШ-10/70.

Высота уступа при использовании механических лопат регламентируется  требованиями Правил безопасности при разработке угольных  месторождений открытым способом.

Высота вскрышного уступа при отработке скальных пород  изменяется от 10 до 15 м в зависимости от категории разрабатываемых пород и условия обеспечения высоты развала после взрыва, не превышающей высоты черпания экскаватора.

Размеры рабочих площадок определены с учетом рекомендаций «Типовых технологических схем ведения горных работ на угольных разрезах», разработанных НИИОГР (г. Челябинск, 1991г.).

Ширина рабочей площадки, необходимой для размещения горно-транспортного оборудования, транспортных коммуникаций и развала взорванной горной массы составляет 42 м – по коренным породам и 36,7 м – по наносам.

Ширина заходки для экскаватора ЭКГ-8И при погрузке горной массы в автотранспорт при  экскавации мягких и скальных взорванных пород  (заходками нормальной ширины)

А = (1,5÷1,7) Rч.у. = 1,5·12,2= 18 м,    (3.4)

Длина фронта работ при автомобильном транспорте. Протяженность фронта работ на один экскаватор при автотранспорте обычно меньше, чем при железнодорожном транспорте. Длина активного фронта работ на один экскаватор при автомобильном транспорте в соответствии с Нормами технологического проектирования предприятий промышленности нерудных строительных материалов приведена в таблице 3.3.

Таблица 3.3- Минимальная длина (м) активного фронта работ на один экскаватор

Вместимость ковша экскаватора, м3

Рыхлая порода

Скальная порода

8-10

350

500

В случае отставания  объемов вскрышных работ, проектом предусматриваю ведение работ по отгону вскрышных уступов рабочего борта на рабочих площадках малых размеров (без заходки), в этом случае ширина рабочей площадки равна 24 м.

Углы откосов рабочих уступов по коренным породам приняты 700, по наносам – 500.

Ширина транспортной бермы определена на основании ширины проезжей части, ширины обочин и ширины кювет-траншеи, которая предусматривается со стороны откоса вышележащего уступа. При этом поперечный профиль проезжей части выполняется с уклоном 20 0/00, в сторону вышележащего уступа. Обочины в этом случае также имеют поперечный уклон, одинаковый с уклоном проезжей части.

Строительство и чистка кювет-траншеи выполняется бульдозером на ширину лемеха.

Минимальная ширина траншеи при тупиковом развороте автосамосвалов БелАЗ-75131 равна 32 м.

3.6 Параметры  технологических процессов

3.6.1 Подготовка горных пород к выемке

Подготовка горных пород к выемке осуществляется главным образом с применением буровзрывных работ (БВР), основное содержание которых определяется совокупностью производственных процессов по обуриванию горного массива и отделению взрывом части горных пород с одновременным её дроблением и перемещением.

К БВР на открытых горных разработках предъявляются высокие технические требования по обеспечению необходимого качества подготовки пород, ширины и формы развала взорванной горной массы; качества и сортности полезного ископаемого, заданных размеров рабочих площадок и отметок уступов; минимального проявления вредных воздействий взрыва (сейсмического, ударно воздушной волны, разлета осколков) и безопасности работ.

Коренные породы участка Бунгуро-Листвянский – 4 литологически представлены:

  1.  Песчаники кварцевые и аркозовые мелкозернистые на глинистом, известковом и кремнистом цементе  - 23%

2.Алевролиты массивные и сплошные  - 55%

3.Аргиллиты массивные  -10%

4.Углистые аргиллиты - 12%

Коэффициент крепости по шкале проф. Протодьяконова  составляет: угля - 0,8-1,8, пород вскрыши 3-10, объемный вес прослойков 1,9-2,57т/ м3.

Вмещающие породы участка №1 по своим физико-механическим свойствам перед выемкой требуют дополнительного рыхления.

Согласно физико-механическим свойствам вскрышные породы и уголь распределяются по категориям трудности экскавации, буримости (таблица 3.4.)  и взрываемости (таблица 3.5.).

Таблица 3.4 - Классификация углей и вскрышных пород по буримости,  экскавации.

Тип пород

Объемный вес,

т/м3

Коэффициент крепости

Категории  пород

по буримости

по трудн.экскав.

1. Суглинки тяжелые

1,9-2,0

-

III-IV

II

2.Выветренные породы:

песчаники

алевролиты

аргиллиты

2,42

2,4

2,4

3-6

3-5

3-5

VII-X

VI-IX

VI-IX

III

III

III

3.Невыветренные породы:

песчаники

алевролиты

аргиллиты

2,57

2,48

2,55

6-9

6-8

6-7

XI-XIII
X-XI

X-XI

IV

III-IV

III

4. Пласты угля

0,8-1,8

II

Вскрышные породы и угли в зависимости от литологического состава, физико-механических свойств и структурных особенностей строения массива разделены на восемь категорий по взрываемости.

Таблица 3.5 – Классификация углей и вскрышных пород по взрываемости.

Категория пород по взрываемости

Типичные горные   породы

Коэффициент крепости по М.М. Протодьяконову

Плотность,

т/м3

Удельная трещиноватость, м-1

Легковзрываемые

I

Аргиллиты и алевролиты, глинистые и углистые сланцы выветрелые и слабо выветрелые, слабые бурые и каменные угли

2-5

2,1-2,4

8-2

II

Песчаники на глинистом цементе с густой сетью трещин, каменный уголь крепкий и весьма крепкий

2-5

2,1-2,4

8-2

Продолжение таблицы 3.5

Средней взрываемости

III

Аргиллиты и алевролиты плотные со слабо выраженной трещиноватостью

5-7

2,4-2,5

2,0-0,7

IV

Песчаники от мелко – до крупнозернистых на глинисто-известковом цементе

5-7

2,4-2,5

2,0-0,7

V

Кварцевые песчаники средне- и крупнозернистые на глинисто- кремнистом цементе со слабо выраженной трещиноватостью

5-7

2,4-2,5

2,0-0,7

Трудновзрываемые

VI

Песчаники мелкозернистые на известково-кремнистом цементе со слабо выраженной трещиноватостью

7-10

2,5-2,7

0,7-0,25

VII

Песчаники мелкозернистые на известково-глинистом цементе, разбитые редкими трещинами на крупноблочные отдельности

 

7-10

2,5-2,7

0,7-025

VIII

Кварцевые песчаники среднезернистые на кремнистом цементе с редкой, хорошо выраженной трещиноватостью. По этой причине массив разбит на крупные блоки

7-10

2,5-2,7

0,7-0,25

Учитывая условия ведения горных работ и свойства пород, принимаем метод скважинных зарядов. Рыхление пород при проходке траншей, предусматривается вести помощью вертикальных скважин.  В обводненных условиях, исходя из опыта ведения взрывных работ на разрезе,  приняты сплошные заряды.

Рассредоточенные заряды необходимо использовать при дроблении пород различных по крепости и необводненных.

В породах месторождения наблюдается четыре системы трещин, блоки плитчатые размером 100∙600 мм, а также встречаются блоки размером 1800∙1000∙1000 и более.

Для дробления негабаритов проектом предусматривается применение накладных зарядов.

Рыхление сезонно-мерзлых грунтов предусматривается осуществлять методом скважинных зарядов.

3.6.2 Расчет параметров буровзрывных работ

Для бурения скважин на вскрыше, на всех видах работ применяются буровые станки типа СБШ. Техническая характеристика буровых станков приведена в таблице 3.6.

Таблица 3.6 – Технологическая характеристика бурового оборудования

Наименование модели

Усл. диаметр скважины, мм

Глубина бурения верт. скважин, м

Угол наклона скважины к горизонту град.

Ресурс первого капитального ремонта,ч не менее

Коэф-т крепости по шкале Протодьяконова

Техническая производительность м/ч

Удельная масса кг/м3

Удельный расход эл.энергии при бурении

2 СБШ-200-Н

216

40

70

11000

8-10

18.0

8.8

1026

3 СБШ-200-60

216

60

70

12000

8-10

23,0

6,9

846

6 СБШ- 200-55

216

40

70

15000

8-10

25,0

8,8

1026

Заряжание скважин принято  как ручное, так и  механизированным способом. Механизация заряжания скважин обеспечивается применением  специальных зарядных машин.

В качестве взрывчатых веществ (ВВ) для подготовки пород проектом приняты гранулированные ВВ промышленного изготовления типа:

– граммонит 30/70, 79/21;

– граммонит ТК3-15;

– гранулотол;

– простейшие ВВ типа гранулит УП-1, гранулит НК;

– эмульсионные ВВ типа порэмит, эмульсолит, сибирит.

Для изготовления боевиков и разделки негабаритов принято патронированное ВВ типа аммонит № 6ЖВ.

В качестве инициатора используются шашки тротиловые Т-400,  ПН-А-6ЖВ (патрон).

Средствами взрывания служат ДША или ДШ,  электродетонаторы (ЭД). Средствами замедления являются пиротехнические реле, типа РП с интервалом замедления 35 м/сек, 50м/сек.

Для более эффективного дробления пород и в связи с близостью промышленных и гражданских сооружений во всех случаях применяется короткозамедленное взрывание, которое уменьшает сейсмоэффект.

Взрывные работы (производство массового взрыва) необходимо проводить по переменному режиму, зависящему от расстояния от взрываемого блока до охраняемых объектов.

Расчет параметров буровзрывных работ для обводненных скважин с применением ВВ Сибирит, а для сухих с применением Гранулит УП-1.

Определение удельного расхода, диаметра скважин и угла их наклона.

Значение удельного расхода ВВ принимается в соответствии с рекомендациями «Руководства к разработке типовых проектов БВР»  и опытом производства буровзрывных работ на разрезе. Диаметр бурения принят в соответствии с имеющимся парком бурового оборудования. Угол наклона скважины принимается в зависимости от физико - механических и структурных свойств пород, а также высоты уступа и технологии разработки.

Определение удельного расхода ВВ:

q = = 0,542,   (3.5)

Расчет параметров скважин и сетки их расположения.

Глубина скважины определяется:

= + 0,9 = 15,9 м,    (3.6)

где:- угол наклона скважины к горизонту, град

П – длина перебура, м

Н – высота уступа или мощность врываемого слоя.

Длина перебура устанавливается из выражения:

П = 3d dе = 3 ∙0,216 ∙ 1,4  =  0,9 м.    (3.7)

где: dС – диаметр скважины,  d= 216 мм;

dе  - средний диаметр естественной отдельности.

Коэффициент заполнения скважин зарядом сплошной конструкции:

К = 0,45 + 0,00064 Н +  0,12dС + 0,0014Н dС=

=0,45+0,00064∙15+0,12∙0,216+0,0014∙15∙0,216=0,7   (3.8)

Длина колонки сплошного заряда:

l ЗАР = l СКВ  ∙ К= 15,9 ∙ 0,7=11 м     (3.9)

Длина забойки:

Длина забойки влияет на разлет породы при взрыве, ширину развала горной массы и использование энергии взрыва на разрушение массива.

l заб=l СКВlЗАР  = 15,9-11 = 4,9м,     (3.10)

Длина сопротивления по подошве уступа (W)

Линия сопротивления по подошве для первого ряда взрываемых скважин рассчитывается  по формуле (в м)

W = ,    (3.11)

где Р З – величина заряда в 1 м скважины, кг

h – высота уступа, м;

– угол наклона скважины к горизонту, градус;

kПЕР – коэффициент перебура скважин; значение его рекомендуется принимать в следующих пределах: 5-7 для легковзрываемых пород и угля (f = 2-5); 7-9 для пород средней взрываемости (f =5-7); 9-12 для трудновзрываемых пород (f = 7-10); при взрываниии вскрышных уступов, в подошве которых расположен пласт угля, величина kПЕР принимается равной нулю;

– коэффициент внешней забойки скважин; рекомендуется принимать равным 20-24; для уступов высотой менее 5 м  принимается таким, при котором общая длина внешней забойки не превышала бы половины длины заряда;

lВ.П – общая длина воздушных промежутков и промежуточной забойки в скважине, м;

m- коэффициент сближения скважин в ряду; для всех пород m = 1,0-1,2;

qР– расчетный удельный расход ВВ , кг/м3;

qР= q e,

q оптимальный удельный расход эталонного ВВ , кг/м3 ;

eпереводной коэффициент работоспособности применяемого ВВ по отношению к граммониту 30/70.

W = = 5.5 м.

При использовании ВВ, отличающихся от граммонита 30/70, значения удельного расхода следует умножать на поправочные коэффициенты:

– граммонит 30/70 –1,0;

– гранулотол – 1,0;

– гранулит УП – 1,1;

– гранулит НК – 1,15;

– порэмит – 1,3;

– эмульсолит – 1,3;

– сибирит – 1,2.

Вес скважинного заряда:

Q = Р lзар, = 44∙ 11 = 484,0  кг

где: Р – вместимость 1 п.м. скважины, кг

Расчетная вместимость одного погонного метра скважины, а также тротиловый эквивалент применяемого ВВ приведены в таблице 3.7.

Таблица 3.7 – Расчетная вместимость одного погонного метра скважины

Наименование ВВ

Тротиловый эквивалент по теплоте взрыва, Квв

Плотность ВВ    в скважине,

г/см3

Масса ВВ, кг

на 1 п.м. скважины

160 мм

Масса ВВ, кг на 1 п.м. скважины

216 мм

Гранулит УП-1

0.9

0.95

19

35

Сибирит 1200

0.61

1.20

24

44

Эмульсолит

0.8

1.20

24

44

Аммонит 6ЖВ

1.05

1.05

21

38

Шашки ТГ-П850

1.0

1.4

28

51

Сетка расположения скважин на уступе:

Соотношение между параметрами сетки скважин (коэффициент сближения) устанавливается из выражения:

 m = 0,85 + 0,25dЕ = 0,85 +0,25∙1,4= 1,2;

где: dЕ – средний диаметр естественной отдаленности в массиве, м.

Расчетное расстояние между скважинами в ряду определяется из выражения:

а = mW = 1,2 ∙ 5,5 = 6,0 м

Расчетное расстояние между рядами скважин устанавливается из соотношения:

b = = = 5,0 м

где m – коэффициент сближения зарядов для наклонных скважин принимается 0,9- 1,3. При многорядном расположении скважин расстояние между рядами принимается (0,75-1,0) W при КЗВ и 0,85W при одновременном взрывании.

Расстояние между рядами скважин (при многорядном взрывании) для всех горных пород принимается равным сопротивлению по подошве уступа с целью обеспечения наиболее равномерного распределения ВВ во взрываемом массиве.

Объем горной массы взрываемой одной скважиной:

V = a W H  = 6,0 ∙5,5 ∙ 15,0 = 495 м3.

Выход горной массы с 1 п.  м. скважины:

V1 = = = =  31,1 м3.

где V – Объем взрываемой горной массы одним зарядом, м3.                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                                              

Ширина развала пород (в м) после взрыва рассчитывается по формуле:

n = ,

где АБВР – ширина буровзрывной заходки, м

АБВР = ( 1,5-1,7) R ЧУ= 1,7 ∙ 12,2 = 21м

n = = 3

Максимальная ширина развала:

Вр = АБВР + В0,

где Вр – ширина развала, м;

В0- дальность перемещения горной массы при порядной схеме взрывания, м

В0 = ( 1+ sin ( 0.5 - ) n K  = (1+ sin ( 0.5∙ 3.14 – 75)∙3∙2∙0,7=7,2 м.

Вр = 21+7,2= 28,2 м.

Определение производительности и необходимого количества буровых станков

Сменная производительность бурового станка П.см, м, определяется по формуле:

= = 125м,

где ТВ =0,05 – продолжительность выполнения вспомогательных операций, приходящаяся на 1 м скважины, ч/м;

То – время выполнения основных операций, приходящие  на 1 м скважины, ч/м;

ТО = = = 0,04

Суточная производительность бурового станка

Р СУТ = n СМ ∙ РСМ = 2∙125 = 250 м.

Годовая производительность бурового станка:

Р ГОД = РСУТ N = 250 ∙280 = 70000 п.м/год

где псм = 2 – число рабочих смен;

N = 280 – число рабочих дней станка в году принято по данным разреза;

Инвентарный парк по данным разреза составляет 1 буровой станок.

Расчет производительности бурового станка

Исходные данные:

  1.  годовая производительность разреза по вскрыше Vг.м.=6325 тыс. м3;
  2.  высота уступа Ну=15 м;
  3.  угол откоса уступов  = 700;
  4.  на разрезе породы средней трудности взрывания, принято трехрядное расположение вертикальных скважин в квадратном порядке;
  5.  породы относятся к классу средневзрываемых с показателем буримости         Пб = 6-13;
  6.  для погрузки горной массы использую экскаваторы ЭКГ-8И.

Коэффициент использования сменного времени kи.б., определяется по формуле (3.12)

,     (3.12)

где Тсм = 12 – продолжительность смены, ч;

Тп.з., Тр, Тв.п. – соответственно продолжительность подготовительно-заключительных операций, регламентированных перерывов и внеплановых простоев в течение смены;

Величины Тп.з. и Тр нормируются на разрезах в зависимости от условий работы (продолжительность смены, климатические условия и др.) и в сумме составляют  0,5-1 ч.

Тп.з. + Тр = 1;

Величина Тв.п. на разрезах находится в пределах 1-1,5 ч. Принимается Тв.п.=1 ч.,

kи.б.=0,8;

Сменная производительность бурового станка Пб.см, м, определяется по формуле:

,     (3.13)

где Тв = 0,05 – продолжительность выполнения вспомогательных операций, приходящаяся на 1 м скважины, ч/м;

То = 0,1 – продолжительность выполнения основных операций, приходящаяся на 1 м скважины, ч/м.

Пб.см=64 м

Годовая производительность бурового станка Пб.г, м, определяется по формуле (3.14)

,      (3.14)

где псм = 2 – число рабочих смен;

N = 280 – число рабочих дней станка в году принято по данным разреза;

Пб.г = 35840 м;

Выход взорванной горной массы с 1 м скважины qг.м., м3/м, определяется по формуле:

,     (3.15)

где пр=3 – число рядов скважин;

Lc=15,9 – глубина скважины, м;

qг.м.=60 м3

Рабочий парк буровых станков Nc, шт, определяется по формуле (3.16):

Nc=3.

;      (3.16)

Инвентарный парк по данным разреза составляет 1 буровой станок.

Вторичное дробление и взрывание мерзлоты.

Как указывалось выше, в породах месторождения распространены блоки плитчатые размерами 100×600 мм и более, а также встречаются блоки 1800×1000× 1000 мм и более.

Дробление негабаритных фракций, уборка нависей осуществляется с помощью накладных зарядов.

Рыхление сезонно-мерзлых грунтов осуществляется методом скважинных зарядов. Скважины диаметром 160 мм бурятся на глубину промерзания. Длина заряда должна составлять 2/3 глубины скважины, которая обычно составляет 1,5-2,0 м. Скважину недобуривают до талого грунта на 2-3 диаметра скважины, если мощность слоя мерзлоты больше 1 м, при меньшей глубине промерзания скважины бурят до талого грунта.

Меры безопасности при проведении буровых работ

Рабочее место для ведения буровых работ должно быть обеспечено:

– подготовленным фронтом работ (очищенной и спланированной рабочей площадкой);

– комплектом исправного бурового инструмента;

– паспортом (технологической картой, проектом) на бурение.

Буровой станок должен быть установлен на спланированной площадке, на безопасном расстоянии от верхней бровки уступа, определяемом расчетами или проектом, но не  менее чем 2 метра, 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.

Маркшейдерское обеспечение БВР осуществляется в соответствии с требованиями Инструкции по производству маркшейдерских работ.

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

Бурение скважин должно производиться в соответствии с инструкциями  разработанными предприятиями, на основании типовых для каждого способа 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.

3.6.3 Выемочно-погрузочные работы

Исходя из физико-механических свойств пород, годовых объемов работы и существующего парка горно-транспортного оборудования на разрезе «Камышанский» предусматриваю применение экскаваторов  ЭКГ-8И выпускаемых АО «Ижорские заводы» с емкостью ковша 8 м3 .

Для переэкскавации навалов и наносов по бестранспортной системе использовать экскаваторы – драглайны ЭШ-10/70.

Технические характеристики существующих типов экскаваторов-мехлопат приведены в таблице 3.8

Таблица 3.8 – Техническая характеристика экскаваторов

Показатели

ЭКГ-5А

ЭКГ-8и

Вместимость ковша, м3

5

8

Радиус черпания, м

11,2

11,9

Макс. радиус разгрузки, м

13,6

16,3

Макс. радиус черпания, м

15,5

18,2

Макс. высота черпания, м

11

12,5

Макс. высота разгрузки, м

7,5

9,1

Преодолеваемый подъем, град.

12

12

Масса экскаватора, т

250

370

Установленная мощность дв., кВт

320

520

Продолжит. цикла (900), с

25

26

Проведя анализ имеющихся  типов экскаваторов и данных горно-геологических условий, проектом принимается  экскаватор ЭКГ-8И для отработки вскрыши и полезного ископаемого пластов V и VI  в связи с тем, что данный экскаватор по техническим данным и конструктивной особенности и производительности наиболее эффективен, чем ЭКГ-5А.

Расчет производительности экскаватора на вскрышные работы

Исходные данные:

  1.  марка экскаватора ЭКГ-8И;
  2.  объем вскрышных работ 2400000  м3;
  3.  вскрышные породы средней крепости;
  4.  автотранспорт при тупиковой схеме подачи;
  5.  круглогодовой режим работы разреза в 2 смены при непрерывной рабочей неделе.

Часовая техническая производительность экскаватора ЭКГ-8И в плотной массе Пэ.тех, м3, определяется по формуле

,     (3.17)

где Е = 8 – вместимость ковша экскаватора, м3;

Тц.р. = 34,7 –  рабочий цикл экскаватора (принят по данным разреза), с;

k э = 0,8 – коэффициент экскавации;

kз = 0,75 – коэффициент забоя, учитывающий влияние вспомогательных операций;

Пэ.тех=497,98 м3.

Сменная производительность экскаватора Пэ. см, м3, определяется по формуле (3.18)

,     (3.18)

где Тсм = 12 – продолжительность смены, ч;

kи.э = 0,30 – коэффициент использования экскаватора во времени, зависящий от типа применяемого оборудования в смежных технологических процессах, организации производства и других факторов;

Пэ.см=2307,69 м3;

Годовая производительность экскаватора Пэ.г, м3, определяется по формуле (3.19)

,     (3.19)

где Nд=260 – число рабочих дней экскаватора в году;

псм=2 – число рабочих смен в сутки;

Пэ.г= 1200000м3

Число экскаваторов в работе Nэ.р, шт., определяется по формуле (3.20)

,      (3.20)

Nэ.р= 2,  принимаем – 2.

Расчет производительности экскаватора 

на добыче угля 

Исходные данные:

  1.  марка экскаватора ЭКГ-8И;
  2.  объем добычных работ 384000 т/год;
  3.  уголь с f=3;
  4.  автотранспорт при тупиковой схеме подачи;
  5.  круглогодовой режим работы разреза в 2 смены при непрерывной рабочей неделе.

Часовая техническая производительность экскаватора ЭКГ-8И в плотной массе Пэ.тех, м3, определяется по формуле  [7]:

,      (3.21)

где Е = 8 – вместимость ковша экскаватора, м3;

Тц.р. = 27,7 – расчетная производительность рабочего цикла экскаватора в забое          (принята по данным разреза), с;

kэ = 0,7 – коэффициент экскавации;

kз = 0,66 – коэффициент забоя, учитывающий влияние вспомогательных            операций;

Пэ.тех=102,56 т.

Сменная производительность экскаватора Пэ.см, м3, определяется по формуле (3.22)

,     (3.22)

где Тсм = 12 – продолжительность смены, ч;

kи.э = 0,3 – коэффициент использования экскаватора во времени, зависящий от типа применяемого оборудования в смежных технологических процессах, организации производства и других факторов;

Пэ.см = 369,23 т:

Годовая производительность экскаватора Пэ.г3) определяется по формуле:

,    (3.23)

где Nд = 260 – число рабочих дней экскаватора в году;

псм = 2 – число рабочих смен в сутки;

Пэ.г=192000 т:

Число экскаваторов в работе Nэ.р, шт., определяется по формуле:

,      (3.24)

Nэ.р=2; принимаем 2 экскаватора.

Итог: для доработки запасов пластов V и VI потребуется 2 экскаватора ЭКГ – 8и.

Меры безопасности при работе на горном оборудовании

Основными документами для ведения горных работ на разрезе являются: утвержденный рабочий проект разработки; план развития горных работ; паспорт, рабочий проект по отдельным технологическим процессам (бурение, взрывание, экскавация и т.п.).

Паспорта должны находится на горных машинах. Срок действия паспорта устанавливается в зависимости от условий ведения горных работ. При изменении условий ведения горных работ паспорт пересматривается в течение суток.

С паспортом под роспись должны быть ознакомлены лица технического надзора, специалисты и рабочие, ведущие установленным паспортом работы и для которых требования паспорта являются обязательными к исполнению.

Высота уступа определяется проектом с учетом результатов исследований физико-механических свойств горных пород и полезного ископаемого, а также их залегания и параметров оборудования.

Углы откосов рабочих уступов определяются проектом и не должны превышать 80°.

При разработке крепких пород с применением взрывных работ высота развала не должна более чем в 1,5 раза превышать высоту черпания экскаватора.

Ширина рабочей площадки с учетом ее назначения определяется проектом.

Горное и транспортное оборудование, транспортные коммуникации, линии электроснабжения и связи должны располагаться на рабочих площадках уступов за пределами призмы возможного обрушения, определяемой проектом.

При погашении уступов должны оставляться предохранительные бермы шириной не менее одной трети расстояния по вертикали между смежными бермами.

Лица надзора обязаны вести постоянный контроль за состоянием бортов траншей, уступов, откосов, отвалов; в случае обнаружения признаков сдвижения пород работы должны быть прекращены.

При движении 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.

Экскаватор следует располагать на уступе или отвале на твердом выровненном основании с уклоном, не превышающим допустимого техническим паспортом экскаватора.

При погрузке в автотранспорт водители автотранспортных средств обязаны подчиняться сигналам машиниста экскаватора.

Запрещается во время работы экскаватора пребывание людей в рабочей зоне экскаватора.

Подъемные, тяговые и напорные канаты подлежат осмотру в сроки, установленные на предприятии.

При работе экскаватора на грунтах, не выдерживающих давления гусениц, должны осуществляться специальные меры, обеспечивающие его устойчивое положение.

3.6.4 Перемещение карьерных грузов

Для перевозки угля и вскрыши на разрезе используют автомобильный транспорт.

Транспортировать уголь предусмотрено автотранспортом на угольный склад, где он перегружается в железнодорожные составы, состоящие из тепловоза ТЭМ-2 и 16 полувагонов и отправляется на ст. Листвяги. Вскрыша транспортируется на внешние и внутренние отвалы пород.

Технические характеристики автосамосвалов типа БелАЗ представлена в таблице 3.9.

Таблица 3.9 – Технические характеристики автосамосвалов

Показатели

Углевозы

БелАЗ-7540В

БелАЗ-7548А

БелАЗ-7548Р

БелАЗ-7548Т

БелАЗ-7555

Грузоподъемность, кг

30000

42000

42000

42000

55000

Двигатель

ЯМЗ 240М2-1

ЯМЗ 240МН-1Б

ЯМЗ 240НМ-1Б

ЯМЗ 240НМ-1Б

ЯМЗ 4Э845.10

Ном. мощн. при 2100 об/мин, кВт

265

368

368

405

537

Трансмиссия

ГМП 3+1

ГМП 5+2

ГМП 5+2

ГМП 5+2

ГМП 5+1

Радиус поворота, м

8,7

10,2

10,2

10,2

9

Шины

18,00-25

21,00-33

21,00-33

21,00-33

24,00-35

Вместимость платформы, м3:

вровень с бортами

15

21

27,5

34,5

25

с «шапкой» 2:1

18,5

26

33

40

34,2

Габариты, м:

длина

7,11

8,09

8,29

8,37

8,85

ширина

4,36

4,4

4,4

4,9

5,3

высота

4,01

4,36

4,325

4,325

4,32

Масса без груза, т

22,26

29,5

29,48

29,5

37

Макс. скорость дв. с грузом, км/ч

50

50

50

50

50

Породовозы

БелАЗ-75131

БелАЗ-75303

БелАЗ-7515

БелАЗ-7512

БелАЗ-75125

Грузоподъемность, кг

130000

120000

110000

120000

120000

Двигатель

Cummins KTA-50C

Cummins KTA-38C

Cummins KTA-38C

8ДМ-21АМ

Cummins KTA-38C

Ном. мощн. при 2100 об/мин, кВт

1100

882

882

956

882

Трансмиссия

эл. мех.

эл. мех.

КАТО

Electric drive

КАТО

Радиус поворота, м

13

13

13

13

13

Шины

33,00-51

33,00-51

33,00-51

33,00-51

33,00-51

Вместимость платформы, м3:

вровень с бортами

51

47

90

47/52

47/61

с «шапкой» 2:1

74

61

110

61/68

52/68

Габариты, м:

длина

11,5

11,38

11,85

11,27

11,27

ширина

6,8

6,14

6,98

6,14

6,14

высота

5,72

5,58

5,70

5,28

5,28

Масса без груза, т

100

90

90,3

90

86,7

Из таблицы выбираю для  наиболее эффективного применения автосамосвалы БелАЗ-75131 для перевозки вскрыши и БелАЗ-75485 – для перевозки угля.

В проекте  предусматриваю, погрузка угля в забоях  экскаваторами ЭКГ-8И  в автосамосвалы БелАЗ 75485  и БелАЗ 7555  и доставлять на угольный склад.

  На угольных складах уголь грузится экскаваторами ЭКГ-5А в железнодорожные составы, состоящие из тепловоза ТЗМ-2 и 8-16 полувагонов, и отправляется на станцию Листвяги. На станции Листвяги формируется составы весовой нормой 2500 т брутто, далее через станцию шахты Бунгурская отправляется на станцию с. Димитрова. На с. Димитрова выполняются приемо-сдаточные операции, и формируется составы весовой нормой 5000 т брутто. Затем отправляются на внешнюю сеть ст. Новокузнецк-Сортировочный.

В настоящее время  на разрезе «Бунгурский» предусмотрено транспортирование вскрышных пород автомобильным транспортом на внутренние и внешние отвалы пород.   

На перевозках угля и вскрышных пород, навалов и прочих работах  проектом планируется использовать автосамосвалы БелАЗ-75131 грузоподъемностью 130 т и БелАЗ-75485 грузоподъемностью 40 т.

Автомобильные дороги

Автомобильные дороги на разрезе представлены постоянными и временными.

Постоянные автодороги на поверхности представлены технологическими дорогами, обеспечивающими грузотранспортную связь добычных и вскрышных забоев участка разреза со складом угля, внешними и внутренними отвалами, промплощадкой.

Земляное полотно отсыпается из коренных пород. Водоотвод от земляного полотна осуществляется с помощью кюветов, водоотводных канав и искусственных сооружений. Покрытие автомобильных дорог устраивается из щебня толщиной      70 см [1].

Организация движения автотранспорта

Автосамосвалы распределяются в начале смены по работающим экскаваторам диспетчером автобазы.

При необходимости изменения грузопотоков диспетчер разреза по рации дает необходимые указания мастеру или начальнику смены.

Расчет парка подвижного состава автотранспорта и пропускной способности дорог

Исходные данные по вскрыше:

– вскрышные работы производятся двумя экскаваторами  ЭКГ-8И;

– горизонт +280 м;

– отметка поверхности +320 м;

– уклон дороги в капитальной траншее 80%, покрытие дороги – щебеночное;

– расстояние транспортирования от забоя до начала траншеи lз – 50м; от     конца – траншеи lc = 1500 м; плотность вскрышных пород 2 т/м3;

– техническая производительность экскаватора 498 т/ч.

  1.  Расстояние транспортирования по наклонным путям в капитальной траншее l, (м) определяется по формуле:

                                               ,                                                              (3.25)

где h = 40 – длина транспортирования в траншее по высоте, м;

i – продольный уклон траншеи, 0/00;

l = 500 м.

  1.  Общее расстояние транспортирования L,(м) определяется по формуле: (3.26)

                                         ,                                                               (3.26)

L=1800 м,

  1.  Принимаем автосамосвал типа БелАЗ-75131.
  2.  Продолжительность движения автосамосвалов tдв, мин, определяется по формуле:
  3.  

                                ,                                       (3.27)

где Тгр , Тпор –продолжительность движения автосамосвала соответственно с грузом и без груза, мин:

 lгр.i , lпор.i – длина участков пути с одинаковыми условиями движения соответственно с грузом и без груза, км;

гр.i , пор.i – скорость движения автосамосвалов соответственно с грузом и без    груза, км/ч;

tдв1=9 мин.

  1.  Продолжительность погрузки автосамосвала tп, мин, определяется по формуле:

                                            ,  (3.28)

где qa = 130 – грузоподъемность автосамосвала, т;

kp = 0,65 – коэффициент разрыхления породы в ковше экскаватора;

Е = 8 – объем ковша экскаватора, м3;

kн = 0,75 – коэффициент, учитывающий наполнение ковша;

п = 2 – плотность перевозимого полезного ископаемого, т/м3;

tц = 34,7 – продолжительность рабочего цикла экскаватора, с (принимается по данным предприятия из хронометражных наблюдений);

tn = 4,1 мин.

  1.  Число рабочих автосамосвалов Np.a , определяется по формуле:

                                    ,                                (3.29)

где tp = 5 – продолжительность разгрузки автосамосвала, мин;

tм = 2 – продолжительность маневров при погрузке автосамосвала, мин;

Np.a1 = 2,

  1.  Число рабочих автосамосвалов Np.a , обслуживающих экскаватор

Np.a = 2.

  1.  Инвентарный парк автосамосвалов Nин , определяется по формуле:
  2.  

                                              ,                                           (3.30)

где г = 0,8 – коэффициент технической готовности парка;

Nин = 3.

  1.  Часовая пропускная способность одной полосы движения капитальной траншеи (в грузовом направлении) N , определяется по формуле:
  2.  

                                                 ,                                             (3.31)

где  = 6 – скорость движения автосамосвалов, км/ч;

kн.д = 0,55 – коэффициент неравномерности движения;

lб = 150 – безопасное расстояние между следующими друг за другом автосамосвалами, м;

N = 22.

10.Провозная способность М, т/ч, определяется по формуле:

                                                    ,                   (3.32)

где qгр = 74 – масса груза, перевозимая автосамосвалом, т;

kрез = 1,63 – коэффициент резерва;

М = 998,8 т/ч.

11.Определяем число полос движения в грузовом направлении  по формуле:

                                                     ,                    (3.33)

= 1.

12.Так как скорость движения автосамосвалов без груза больше, чем с грузом, то и в этом направлении принимаем одну полосу движения.

Мероприятия по технике безопасности

При работе автотранспорта (особенно в гололед или дождливую погоду) создается угроза столкновения встречных автосамосвалов, их соскальзывание в кюветы и падение с уступов. Поэтому дорожная служба должна поддерживать автодороги в состоянии, исключающем эту опасность.

В гололед необходимо систематическая подсыпка дорог шлаком, песком и другими материалами, исключающими скольжение. Для исключения падения автосамосвалов с уступов у верхней бровки (со стороны откоса уступа) отсыпается породный вал высотой 0,8-1,2 м.

Продольный профиль автодорог должен быть таким, чтобы водителю создавалось необходимая обзорность. Для этого следует избегать резких переломов профиля. При сооружении серпантинов должны строго соблюдаться минимальные радиусы закруглений и сближение ветвей, чтобы обеспечить безопасность движения по ним. Дорожные знаки должны содержаться в исправном состоянии и освещаться в ночное время суток. Это обеспечивает ориентировку водителю в дорожной обстановке и создает безопасные условия движения.

3.6.5 Отвалообразование

Способы отвалообразования и средства механизации отвальных работ должны обеспечивать бесперебойное  складирование породы.

Породные отвалы должны иметь достаточную вместимость, находиться на минимальном расстоянии от мест погрузки породы, располагаться на безугольных площадях, не препятствовать развитию горных работ в карьере и формироваться с учетом требований техники безопасности и экологии.

В комплекс отвальных работ входят разгрузка пород, планировка отвального уступа и формирование предохранительного вала.

Высота породних отвалов – один из наиболее значимых параметров, который характеризует их состояние и устойчивость.

Способ отвалообразования выбирают в зависимости от условий залегания рудного тела, рельефа поверхности, характеристики пород, климатических и микроклиматических особенностей района.

Организация работ

В настоящее время отсыпка вскрышных пород с участков разреза осуществляется на внешние и внутренние автоотвалы.

С участка № 1 (Суворовское поле) – на внешний отвал, расположенный на юго-востоке участка.

На участке № 1 (Суворовское поле) внешний отвал располагается на борту открытой горной выработки, на косогоре с уклоном 5°-9° в сторону горных работ.

Породу из забоев проектом предусматриваю доставлять  на отвалы автосамосвалами БелАЗ- 75131. Выгрузка производится на разгрузочную площадку. С целью независимости работы автомобилей и бульдозеров, повышение степени безопасности и облегчения учета работ.

На всех автоотвалах принят бульдозерный способ отвалообразования. В настоящее время на отвальных работах используются бульдозеры типа ДЗ- 141ХЛ на базе Т-500 с годовой производительностью  2038000 м3.   

Отвал по фронту разгрузки делится на 2-3 зоны, на которых на одной производится разгрузка, на второй – планировочные работы, а третья может быть в резерве. Планировка отвала осуществляется  бульдозером, который перемещает породу под откос, планирует площадку и создает предохранительный вал.

Отвал обеспечивается освещением на передвижной опоре (в темное время суток), знаками, разрешающими разгрузку и схемой, отвала при въезде на отвал.

Формирование предохранительного вала при каждом подвигание фронта работ производится в зоне планировки за счет оставления части пород в количестве 1,0 м3 на погонный метр фронта вне призмы обрушения от подчистки полосы обратного уклона.

Формирование вала завершается рабочим ходом бульдозера вдоль вала, что обеспечивает выравнивание лицевой нижней бровки вала, а также равномерное распределение породы в теле вала.

Параметры отвала

При максимальной высоте яруса 30 м и принятых углах откоса призмы обрушения составляет 3,5 метров. Размеры отвальной бровки: ширина 2,0 м, высота     1,0 м. Длина фронта разгрузки, следовательно, и ширина каждой зоны отвала определяет приемную способность отвала.

При  среднечасовом объеме доставки породы до 600 м3/час ширина зоны должна быть не менее 20 м, от 600  до 1200 м3- не менее 40 м. Площадка разгрузки автомобилей должны быть горизонтальными. Допускается уклон не более 0,01°. В стесненных условиях резервной зоны может не быть.

По фронту разгрузки обеспечивается уклон в сторону отвала не менее 3 м по ширине не менее 5 м.

Высота яруса считается разность отметок между площадкой отвала и нижней его бровкой. При количестве ярусов 2 и более между нижней бровкой вышележащего яруса и верхней бровкой нижележащего должна быть берма шириной 20 м.

Мероприятия по технике безопасности

При работе на отвале обязательным для исполнения являются следующие инструкции:

а) Инструкции для шоферов, работающих на разрезе.

б) Инструкции для бульдозеристов.

Не реже двух раз в смену горным мастером производится осмотр вала, особенно состояние верхней бровки откоса и предохранительного вала.

Запрещается нахождение посторонних людей на отвале. При появлении на отвале трещин, заколов и других признаков оползневых явлений работы на отвале прекращаются.

Запрещается производить сброс поверхностных и карьерных  вод в отвалы. За состоянием, устойчивостью и параметрами отвала вести систематический маркшейдерский контроль.


4 Карьерный водоотлив

В пределах поля разреза выделяются два типа вод:

  1.  грунтовые воды четвертичных отложений;
  2.  подземные воды коренных пород.

В настоящее время значительная часть дневной поверхности представлена горными выработками и отвалами.

Четвертичные отложения водоразделов практически не водоносны, лишь иногда на контакте суглинков с глинами встречается водоносный горизонт типа «верховодка».

Подземные воды связаны с трещиноватыми породами, которые достигают глубины  60-80 м.

Вблизи выхода пласта под наносы – они безнапорные, при погружении – приобретают характер напорных. Образованию напора способствует синклинальное залегание пород и наличие в почве пласта водоупорных слоев.

На водоразделах  и склонах благодаря довольно расчлененному рельефу продуктивные отложения находятся в зоне дренажа и являются в значительной степени осушенными.

Поскольку на действующем разрезе существует поверхностный способ осушения, который обеспечивает нормальную работу разреза  и требует минимальных затрат, проектом сохранен данный способ осушения.

При поверхностном способе осушения водоносных пород производится через рабочие уступы. Подземные воды дренируются через борта разреза и стекают на горизонты уступов.

Для организации отвода воды, поступающей из бортов разреза, а также воды, поступающей в разрез в период дождей и весенних паводков, предусматривается устройство водоотводных канав. На нижних  горизонтах размещают водосборники, местоположение которых по мере развития вскрышных и добычных работ меняется.

Для организации отвода воды, поступающей из бортов разреза, а так же воды, поступающей в разрез в период дождей и весенних паводков, предусматривается водоотлив.

На нижних горизонтах выработок участка Суворовский  проектируются водосборники.

По мере развития горно-вскрышных работ и добычных работ положение водосборников меняется. У водосборников устанавливаются передвижные водоотливные насосные установки.

По напорным трубопроводам из стальных электросварных труб, прокладываемым по поверхности, вода подается на очистные сооружения.

После очистных сооружений очищенные карьерные воды самотеком поступают в реку Бунгурка.

Ожидаемый приток воды с участков разреза приведены в таблице 4.1.

Таблица 4.1 – Ожидаемые притоки воды.

Наименование

Ед. изм.

Показатели по участку

Суворовский

Нормальный приток

м3

100

Максимальный приток

м3

150

Суммарная производительность рабочих насосов водоотливной насосной установки рассчитывается из условий обеспечения откачки максимального суточного притока в течение 20 часов. Расчетный расход определяется по формуле

Qрасч = (Qмакс ∙24)/20,  м3

Определенное расчетами, необходимое основное оборудование водоотливных насосных установок приводится в таблице 4.2.


Таблица 4.2 – Основное оборудование водоотливных насосных установок.

№ участка

Qмакс

м3

Qоптим.

м3

Насосы. Тип насоса, производ-сть, м3/ч. Напор, м.

Кол-во, шт.

Тип эл-ля и его мощ-ть, кВт

Кол-во будок

раб.

рез.

Суворовский

150

180

ЦНС 180-100

Q=180 м3

Н= 100м.

2

1

А2-91-4

N= 75

3

Насосы водоотливных установок вместе с вспомогательным оборудованием устанавливаются в передвижных будках размерами в плане 3∙5 м. Будки с насосами размещаются непосредственно на бортах водосборников, при этом обеспечивается допустимая высота всасывания насосов.

« Обвязка» насосов трубопроводами выполняется за пределами будок.

Водоотлив на разрезе из забоев производится насосами, которые устанавливаются на понтоне, находящимся на плаву. Водоприток небольшой и составляет 100 м3/час, а весенний период около 150 м3/час [2]

Расчет водоотливной установки

Исходные данные:

  1.  нормальный приток Qн. п = 100 м3/час;
  2.  максимальный приток Qм. п = 150 м3/час;
  3.  высота борта карьера по вертикали Нр = 80 м;
  4.  Выбор насоса. Требуемая расчетная подача насоса определяется по формуле:

                                             ;                                                         (4.1)

                                             Qp=120 м3/час.

Геометрический напор определяется по формуле:

                                         ,                                                 (4.2)

где Нвс = 3 – ориентировочная геометрическая высота всасывания, м;

Нпр = 1,0 – превышение точки слива воды на поверхности над уровнем борта, м;

                                                 Нг=84 м.

Ориентировочный напор насоса  определяется по формуле:

                                             ,                                                           (4.3)

Нор=92,4 м.

Предусматривается установка трех насосов ЦНС 180-100, имеющих в оптимальном режиме подачу Qопт=180 м3/час и напор Нопт=100 м, при напоре на одно рабочее колесо Нк=42 м. Напор одного рабочего колеса при нулевой подаче        Нк. 0=50 м.

Необходимое число последовательно соединенных колес насоса определяем по формуле:

                                                                                                            (4.4)

                          Zk = 2,2.    Принимаем  Zк=3.

Напор насоса при нулевой подаче определяется по формуле (4.5)

                                               ,                                                        (4.5)

Н0=150 м.

Проверка по условию устойчивой работы:,м .

  1.  Расчет трубопровода. Предусматривается оборудование водоотливной установки двумя напорными трубопроводами (рисунок 4.1.). Длина подводящего трубопровода lп = 5 м, в его арматуру входит 1 приемная сетка и 1 колено. Длина напорного трубопровода lн = 150 м; его арматура: 1 задвижка, 1 обратный клапан и 3 колена.

Рисунок 4.1 – Схема подводящего и напорного трубопроводов

Оптимальный диаметр напорного трубопровода определяется по формуле:

                                                   ,                                          (4.6)

где k=1 – коэффициент, зависящий от числа напорных трубопроводов;

dопт=0,155 м.

Принимаем трубы с наружным диаметром 159 мм. При определении требуемой толщины стенки принимаем срок службы трубопровода 10 лет, материал труб – сталь 20.

Толщина стенки определяется по формуле (4.7)

                                           ,                                       (4.7)

где k1=2,27;

р – давление у напорного патрубка, МПа, (p = 1,2 МПа):

                                                 ;                                                (4.8)

где 1 и 2 – скорость коррозионного износа наружной и внутренней поверхностей труб, соответственно 0,25 и 0,1 мм/год;

=4,584 мм.

Принимаем толщину стенки 5 мм.

Таким образом, окончательно принимаем для напорного трубопровода трубы бесшовные горячедеформированные (ГОСТ 8732-78) с внутренним диаметром dн=149 мм и толщиной стенки 5 мм; для подводящего трубопровода принимаем трубы с наружным диаметром 194 мм и внутренним диаметром dп=184 мм.

Скорость воды в подводящем трубопроводе определяется по формуле (4.9)

                                                ,                                                            (4.9)

                                                п=1,88 м/с.

Тоже в напорном трубопроводе

                                                н=2,47 м/с.

Коэффициент гидравлического трения в подводящем и напорном трубопроводе определяется по формуле (4.10)

                                           ;                                               (4.10)

п=0,035;

,

н=0,037.

Учитывая, значения коэффициентов местных сопротивлений, суммарные потери напора определяются по формуле:

                                                ,                                     (4.11)

где =0,6 – суммарный коэффициент местных сопротивлений;

hп=0,64 м;

,

=12,06;

hн=15,2 м.

Суммарные потери в трубопроводе определяются по формуле:

                                                     h=hп+hн ,                                            (4.12)

h = 16 м.

Напор насоса определяется по формуле:

                                                      ,                                            (4.13)

Н = 100 м.

Характеристика трубопровода строится в соответствии с формулой:

                                               Н = Нг+RQ2,                                                 (4.14)

откуда по формуле:

                                                ,                                                 (4.15)

R = 0, 00049.

Следовательно,

Н = 84+0,00049Q2.

Результаты расчетов по этому выражению приведены в таблице 4.3.

  1.  Рабочий режим насоса. Q = 210 м3/час; Н = 108 м;  = 0,7; Нвдоп = 6,5 м.

КПД трубопровода определяется по формуле:

                                                    ,                                                (4.16)

                                                      т=0,77.

Таблица 4.3 – Результаты расчета трубопровода

0

1/4Q

1/2Q

3/4Q

Q

5/4Q

Q, м3/час

0

45

90

135

180

225

Н, м

84

85

88

94

100

109

  1.  Проверка ваккууметрической высоты всасывания. Геометрическая высота всасывания ориентировочно принята 4 м.

Действительная ваккууметрическая высота всасывания:

                                           ,                                                 (4.17)

                                             Нв=4,64 м.

Так как по характеристике насоса в рабочем режиме Нвдоп=6,5 м, то соблюдается условие НвНвдоп.

  1.  КПД водоотливной установки определяется по формуле:

                                              ;                                                     (4.18)

                                            =0,64.

  1.  Вместимость водосборника определяется по формуле:

                                             Vв=4Qн. п ;                                                    (4.19)

                                                             Vв= 400 м3.

5 Вспомогательные работы

Ремонт дорог и вспомогательное оборудование

Для обеспечения безопасного непрерывного движения автотранспорта с установленными скоростями и нагрузками в условиях карьера создается дорожная служба, осуществляющая работы по содержанию и ремонту автодорог.

Дорожно-ремонтные работы разделяются на содержание, текущий, средний и капитальный ремонты.

К содержанию относятся работы, выполняемые в течение всего периода эксплуатации автотранспорта по уходу за дорогой и дорожными сооружениями.

Для весенне-осеннего периода характерны работы по профилированию дорог и отводу талых, грунтовых и дождевых вод от дорожного полотна. В летний период превалируют работы по поливке дорожного покрытия и очистке его от пыли, грязи и материала, просыпающегося из кузовов автомобилей. В зимний период преобладают работы по очистке дорог от снега и борьбе с гололедицей (посыпке дорог мелким гравием, каменной мелочью, песком, шлаком).

Для содержания и ремонта постоянных технологических автодорог и для дорожно-строительных работ требуется специальное оборудование и машины. В настоящее время на текущем ремонте и содержании автодорог используются автогрейдеры ДЗ-98А, автоскреперы Д-115 на базе БелАЗ-531, автоскреперы Д-357, поливооросительная машина на базе БелАЗ.

Техническое обслуживание и ремонт

В настоящее время при постоянном увеличении мощности предприятий возникла необходимость в увеличении производительности горнодобывающих машин и оборудования, что влечет к увеличению нагрузок на машины и увеличению их коэффициента использования.

Статистика аварийности за 2010 год на «Бунгурском-Северном разрезе» показывает:

  1.  экскаваторы: электрическая часть – 57 отказов, ремонт 564 часа; механическая часть – 100 отказов, ремонт 1731 час; наладка электрооборудования – 45 отказов, ремонт 374 часа;
  2.  буровые станки: 2СБШ-200Н – 48 часов аварийного ремонта; 3СБШ-200-60 – 48 часов; 6СБШ-200Н – 120 часов;

Основными документами, регламентирующими взаимоотношения между ремонтными (исполнитель) и эксплуатирующими (заказчик) предприятиями, являются руководящий документ РД-12.26 001-89 «Порядок организации капитального ремонта оборудования. Оценка и контроль качества продукции ремонтного производства» и «Инструкция о порядке планирования, учета и финансирования капитального ремонта основных фондов угольной промышленности».

Допускается выполнение ремонтов специализированными предприятиями. Оборудование, переданное ремонтному предприятию, остается на балансе заказчика.

Оборудование должно передаваться в ремонт в сроки, установленные графиком ремонта и соглашением (договором). В графике указывается количество машин, их тип и стоимость ремонта с разбивкой по кварталам и месяцам. Внесение изменений в график ремонта разрешается по согласованию заинтересованных сторон.

Сметы на ремонт, монтаж и наладку оборудования разрабатываются ремонтным предприятием и согласовываются с предприятиями, эксплуатирующими оборудование, на каждый вид ремонта, при условии выполнения ремонтов ремонтными предприятиями.

Ремонты должны выполняться в соответствии с «Руководством по капитальному ремонту» данного типа оборудования, технологическим картам на ремонт, ведомостью дефектов, сметой, а ремонты оборудования большой единичной мощности – в соответствии с Проектом организации работ. Рекомендуется проводить ремонт горнотранспортного оборудования большой единичной мощности рассредоточенным методом с суммарной продолжительностью нахождения в ремонте в соответствии с установленным нормативом.

Капитальные, средние и текущие ремонты горнотранспортного оборудования производятся по ремонтной документации, техническое обслуживание – по эксплуатационной документации.

Оборудование, сдаваемое в ремонт, должно быть укомплектовано, очищено от грязи и маслопродуктов заказчиком.

Гарантийный срок работы отремонтированного оборудования (кроме быстроизнашивающихся деталей) и штрафные санкции определяются условиями соглашения (договора).

Ответственный за остановку оборудования на ремонт по графику и подготовку ремонтной площадки несет заместитель генерального директора по производству.

Ответственность за своевременную подготовку ведомостей дефектов и заявок на ремонт оборудования, контроль за качеством и сроками выполнения ремонтов возлагается на главного механика предприятия [11].

Наладка электрооборудования

Наладка производится с целью обеспечения устойчивого функционирования смонтированного или отремонтированного оборудования с техническими параметрами, соответствующими требованиям проектно-конструкторской документации.

Выполняются следующие виды работ:

  1.  наладка при техническом обслуживании в процессе эксплуатации;
  2.  наладка после монтажа;
  3.  наладка оборудования после ремонтов;
  4.  контрольная (сезонная) наладка, выполняемая при переводе главных электроприводов на зимний или летний, режим работы, осуществляемая одновременно с сезонным техническим обслуживанием по совмещенному графику.

Работы по монтажу, ремонту и наладке электрооборудования до запуска преобразовательного агрегата или прокрутки в холостом режиме всех приводов осуществляется по совмещенному графику ремонта механической части и наладки до окончания ремонта.

При испытании оборудования в забое под нагрузкой после ремонта плановой службой предприятия необходимо устанавливать норму выработки на этот период с 50-ти процентным понижением сменной производительности.

Смазочное хозяйство

Смазочное  хозяйство разреза организуется в соответствии с «Положением об организации смазочно-эмульсионного хозяйства производственных объединений и шахт министерства угольной промышленности» и осуществляет:

  1.  получение, хранение, контроль за качеством, учет расхода смазочных материалов и наличия сертификатов;
  2.  организацию участков по расфасовке, упаковке, хранению и доставке смазочных материалов к местам назначения;
  3.  организацию, внедрение технологии и средств сбора отработанных материалов, их хранение и регенерацию в соответствии с «Инструкцией по организации сбора, хранения и использование отработанных нефтепродуктов»;
  4.  использование передвижных маслозаправочных станций;
  5.  обеспечение основного оборудования картами смазки и смазочными материалами согласно схематической карте.

Потребность в смазочных материалах и моющих жидкостях определяется по действующим в отрасли нормам и инструкциям заводов-изготовителей оборудования.

Ответственный за применяемый ассортимент смазочных материалов и гидрожидкостей, за оснащение предприятий техническими средствами согласно картам смазки и сбор отработанных масел является главный механик предприятия [11].


6. Охрана окружающей среды

Настоящий проект выполнен в соответствии с техническими решениями, разработанными в технологической части проекта. В разделе приведена оценка воздействия на природную среду процессом ведения открытых горных работ.

Намечается ряд мероприятий в направлении охраны водных ресурсов и атмосферного воздуха.

На стадии поисково-оценочных работ агрохимическая и биологическая характеристика вскрышных пород разреза «Бунгурский» не изучалась.

При разработке месторождения разрезом «Бунгурский» попутно будут извлекаться, и отправляться в отвал суглинки, глины, разнозернистые алевролиты и песчаники. Согласно данным химанализов и спектральных анализов токсичные вещества, превышающие фоновые значения в породах участка не содержатся.  

В соответствии с имеющимися инструктивными указаниями и методическими пособиями приводится следующая характеристика с точки зрения их пригодности для биологической рекультивации.

Почвенно-растительный (гумусовый) горизонт мощностью 0,3-0,8 м характеризуется нейтральной реакцией среды (рН = 6,2-7,2), низким содержанием серы (0,045%), высокой степенью обеспеченности гумусом ( в среднем 16,3%), азотом ( 9,4 мг / 100 г), подвижным фосфором (8,5 мг / 100 г), средней степенью обеспеченности обменным калием (14,9 мг / 100 г) при сухом остатке засоления 0,18%. Таким образом, почвенно-растительный горизонт пригоден для всех видов рекультивации без улучшения.

Вскрышные коренные породы относятся к категории пригодных для рекультивации, но требующих улучшения.

При отработке участка  разреза «Бунгурский-Северный» будет нарушено 300 га земной поверхности, объектами, изымаемыми в пользование до конца отработки данного предприятия, 5 га будет нарушаться временно только на время строительства ЛЭП.

Нарушенные земли на 35% представлены пашней, 10% -лесом, 55% - кормовыми угодьями.

В соответствии с положениями действующего ГОСТа 17.51.02-85 (Охрана природы. Земли) и на основании технических условий приняты следующие направления рекультивации:

-откосы внешнего отвала – лесохозяйственное (посадка деревьев и кустарников, в междурядьях – посев многолетних трав);

- поверхность складов ПСП – под посев многолетних трав.

Объектами рекультивации по настоящему проекту являются: внешний отвал; склады ПСП.

Все объекты рекультивации будут связаны подъездными автодорогами, которые после отработки разреза остаются и не рекультивируются.

Основной задачей планировочных работ является создание посттехногенного ландшафта на нарушенной горными работами территорий. Этот ландшафт должен удовлетворять ряду требований:

– инженерно-геологическая безопасность – отсутствие процессов, которые могли бы неблагоприятно повлиять на существующие или будущие объекты хозяйственной деятельности;

– экологическая приемлемость – отсутствие выделения вредных веществ в атмосферу, гидросферу;

– потребительская ценность – возможность использования возрожденного ландшафта для удовлетворения потребностей населения.

Вертикальная планировка проектируемого внешнего отвала участка решается в процессе отвалообразования. Проектом заложены конечные контуры отвала, удовлетворяющие требованиям технического и биологического этапов рекультивации – откосы отвальных ярусов выполаживаются до углов 20.

На вертикальной планировке внешнего отвала предусматривается использовать бульдозеры Т-500, используемые на основных работах.

Работы по техническому этапу рекультивации принято проводить силами самого предприятия (разрезом «Бунгурский-Северный») оборудованием, используемом на отвальных работах.

Режим работы принят следующий: снятие, складирование плодородного слоя почвы (ПСП)- в теплое время года 2 смены по 8 часов, остальные работы – по общему режиму работы разреза.

Мощность снимаемого слоя ПСП согласно техническим условиям принята:

0,4 м – с пахотных земель; 0,3 м – с кормовых угодий;                                            0,2     м    –    с лесных массивов.

На снятии и складировании ПСП принято использовать скреперы МоАЗ- 6014 с ковшом емкостью 8,3 м3.

Откосы отвальных ярусов, по достижении ими определенных проектом конечных контуров, выполаживаются по схеме « сверху - вниз» до углов, удовлетворяющих требованиям технического и биологического этапов рекультивации.

Тип и необходимое количество оборудования, применяемого на работах технического этапа рекультивации, принято в соответствии с применяемой технологией, объемами рекультивационных работ и наличием набора оборудования у предприятия. На горнопланировочных работах принято использовать оборудование, используемое на основных работах – бульдозеры Т-500. Для проведения работ по снятию ПСП принято проводить самоходными скреперами с ковшом емкостью 8,3 м3.

В соответствии с требованиями ГОСТ 17.5.1.01-83 вторым этапом рекультивации является биологический этап.

Технология биологической рекультивации разработана для каждого участка рекультивации с учетом последующего использования рекультивируемых земель, технологии технического этапа, свойств пород, слагающих отвалы.

Выбор направления рекультивации произведен согласно требований ГОСТ 17.5.1.02-85. Охрана природы. Земли. Классификация нарушенных земель.

Проектом принимается санитарно-гигиеническое направление рекультивации. Целью санитарно-гигиенического направления рекультивации является исключение отрицательного воздействия нарушенных земель на окружающую среду.

Вскрышные породы согласно  ГОСТу 17.5.1.03-86 относятся ко II группе пригодности – потенциально плодородные, но с отсутствием доступного азота. Они могут быть использованы под лесопосадки со специальными агротехническими мероприятиями.

Для формирования устойчивого фитоценоза проектом принят многовидовой состав древесных и травянистых растений.

При подборе ассортимента древесных и кустарниковых пород, их размещении, разработке агротехники посадки учитывалась совокупность техногенных и природных факторов (плодородие, влажность, плотность сложения грунтов, световой режим, устойчивость против эрозии, а также зональные инструкции и рекомендации по лесным культурам на рекультивируемых землях). Проектом предусматривается кулисное смещение:

Гл-Гл-Гл-К-К-Гл-Гл-Гл,

где Гл - главная порода;  К – кустарник.

В качестве главной породы принята сосна как наиболее устойчивая и быстрорастущая на нарушенных землях. В качестве кустарника, обладающего мелиоративными свойствами – карагана.

Размещение древесно-кустарниковых пород производится рядами через 2,5 м. Расстояние между деревьями при посадке в ряду 1,5 м, между кустарниками – 1 м.

Технология посадки включает подготовку почвы, посадку, дополнение лесных культур и уход за ними. Уплотненные поверхности разрыхляются на глубину 60-70 см, после чего производится боронование поверхности. При рыхлом состоянии грунтов рыхление можно не производить.

Посадка производится 2-3х летними сеянцами, которые приживаются лучше, чем саженцы. Посадка производится весной вручную под меч «Колесова».

В целях улучшения лесорастительных условий целесообразно за год до посадки или одновременно с посадкой проводить посев многолетних трав. Летний посев трав производится, механизировано зернотравяными сеялками типа СЛТ-3,6 в агрегате с колесным трактором на глубину 3-4 см с последующим прикатыванием кольчато-шпоровыми катками в один след.  

Для создания оптимальных условий в первый  период развития растений необходимо внесение азотно-фосфорных удобрений. Удобрения вносятся в дозе 80 кг на 1 га непосредственно перед предпосевной обработкой разбрасывателями РМГ- 4 и сразу заделываются в почву дискованием.

Проектом предусматривается посадка древесно-кустарниковых насаждений на площади 27,1 га. Расчетное количество мест составляет 3500 шт. на 1 га, из них сосны 2000 шт., акации 1500 шт. Общее количество древесно-кустарниковых насаждений составляет 94850 шт, из них сосны- 40650 шт., акации  54200 шт.

Посев трав предусматривается на площади 50,6 га. Норма высева семян         25 кг/га. На общей площади составит 1265,5 кг/га, в том числе:

-люцерны- 404,8 га;

-клевера – 253 га;

-костреца – 202,4 га;

-овсяницы – 200,4 га;

-пырея – 202,4 га.

Биологический этап рекультивации следует начинать не ранее чем через год после завершения технического этапа. К этому времени будет в основном закончена усадка поверхности и накоплении необходимых запасов влаги.

Затраты на биологическую рекультивацию определены сметным расчетом по сборникам сметных норм и расценок, введенных в действие с 01.01.91г.

Согласно сметному расчету затраты в ценах 2004 г. по биологическому этапу рекультивации составят 213 млн. рублей.

Финансирование биологического этапа рекультивации будет производится за счет основной деятельности разреза.

При посадке древесно-кустарниковых насаждений необходимо соблюдать следующие требования:

  1.  Корневая система должна находиться во влажном состоянии.
  2.  При посадке в землю корневая система должна занимать естественное положение, нельзя допускать скручивания и изгиба ее.
  3.  Для предохранения растений от вымерзания в малоснежные зимы следует проводить заглубленную посадку.
  4.  В августе-сентябре первого года посадки и на второй год следует дополнить лесными посадками вместо отпавших растений.

Для выполнения всех видов работ применяются колесные тракторы типа   МТЗ-50, ДТ-54 и ДТ-75 на гусеничном ходу или их аналоги, которые используются в совокупности с навесным оборудованием: навесной плуг ПН-4-36, дисковые бороны БДНТ-2,2, КПН-4г, сеялка СЛТ-3,6.

Мероприятия по безопасности и охране труда.

Производство работ по биологической рекультивации должно осуществляться в соответствии с действующими правилами техники безопасности, инструкциям, СНиПами.

Перед проведением механизированных работ по обработке почвы, внесению удобрений и посеву участок должен быть подготовлен: убраны ямы, расставлены предупредительные знаки в опасных местах.

Руководитель работ должен ознакомить тракториста с рельефом участка, технологией работы, безопасными методами и приемами работ.

Работа тракторов в агрегате с навесным и прицепными машинами допускается при крутизне склонов до 12 – поперек склона и до 20 – вдоль склона.

Категорически запрещается совмещать перевозку людей с транспортировкой горюче-смазочных, взрывчатых, ядовитых, радиоактивных веществ и других опасных грузов, а также инструментов с открытыми режущими и колющими органами (пилы, топоры и т.д.), перевозить людей на автомобилях-самосвалах и цистернах, на грузовых прицепах и полуприцепах, на тракторах.

Перевозить людей  можно в автобусах и на специально оборудованных для этих целей грузовых автомобилях. Скорость движения автомобилей, перевозящих людей, не должна превышать 50 км/ч.

Работа в сумерки и в ночное время на участках  имеющих склоны более 6 запрещается.

7 Электроснабжение

7.1 Общие положения

Проектом предусматривается энергоснабжение участка «Бунгуро-Листвянский 2-4» разреза «Бунгурский-Северный» от подстанции ПС 35/6 кВ, расположенной в пределах земельного отвода участка.

Электроснабжение горных работ осуществлено напряжением 6 кВ. Электроэнергия передается от подстанции по стационарным ВЛ-6 кВ, которые затем переходят в передвижные. Экскаваторы подключены к передвижным ВЛ-6 кВ через передвижные приключательные пункты 6 кВ наружной установки типа    ЯВП–6/300, а буровые станки – через передвижные трансформаторные подстанции ПКТП-6/0,4 кВ различной мощности.

7.2 Расчет электроснабжения участка

7.2.1 Расчет электрических нагрузок потребителей и выбор трансформаторной подстанции

Расчетная нагрузка определяется по установленной мощности и коэффициенту спроса. Расчетная активная нагрузка определяется по формуле  

,

где kc – коэффициент спроса

Расчетная реактивная нагрузка определяется по формуле

,

где tg – коэффициент реактивной мощности.

Q расч 2    = 200 ∙ 0,5 =100  кВАр.

Расчетная нагрузка по участку определяется по формуле

,

где ky  - коэффициент участия в максимуме, ky.м. ≥ 1;

ky = P расч мах / (∑Р расч/ N потр);

ky=400 / (890/ 5)= 2,2;

Sрасч=2,2 = 2 419 кВА.

Принимается трансформаторная подстанция типа Т1-5600кВа с двумя силовыми трансформаторами. номинальное напряжение, кВ – 35/6,3; 10,5;

  1.  потери, – 4,35 кВт (х. х.); 24,2 кВт (к.з.);
  2.  напряжение к.з.,6,5%;
  3.  ток х.х.,–1,1%.

Расчетные нагрузки электроприемников    приведены в таблице 7.1

Таблица 7.1 – Расчетные нагрузки электроприемников   

Потребитель

kc

Рном , кВт

tg

Ррасч., кВт

Qрасч., квар

Освещенияотвала

0,9

100

0,6

90

54

ЭКГ- 5

0,8

250

0,5

200

100

5 СБШ 200

0,6

400

1,1

240

264

ЭШ 10/70 2шт

0.8

1250

1.1

1200

250

Суммарная расчетная нагрузка, ∑Р

890

Суммарная реактивная нагрузка, ∑ Q

646

7.3 Выбор сечений проводов и кабелей

  Выбор сечений проводов и кабелей по нагреву токами нагрузки

Расчетный ток нагрузки определяется по формуле 

 

где I а.д. и  I р.д. – активная и реактивная составляющие тока синхронного       двигателя;

Iа.m и I р. m. – активная и реактивная составляющие тока трансформатора.

Ток синхронного двигателя:         

I с= S c / ,

I с = 223,6 //10,4 =  21,5 А,

где Sc – полная мощность синхронного двигателя с учетом коэффициента спроса.

S c = ;

S c =  = 223,6 кВА,

где  Pc  и Qc – составляющая мощности синхронного двигателя.

Активная и реактивная  составляющие тока  синхронного двигателя       определяются:

I а.д. = I с ∙ cosφ ном  = 21,5 ∙ 0,8 = 17,2 А

I р.д. = I а.д.∙ tgφ = 17,2 ∙ -0,5 = -8,6 А

Аналогично определяется ток силового трансформатора:

I m = Sm / ,

I m = 7,9 А

где Sm   полная мощность силового трансформатора с учетом коэффициента спроса.

Sm  = ;

S m== 79,9 кВА,

где Pm   и Qm – соответственно активная и реактивная составляющая мощности силового трансформатора.

Активная составляющая находится по формуле:

Pm  = Sном Kc cosφнн,=  100 ∙ 0,8 ∙ 0,75=60 кВт

где Kc –коэффициент спроса, согласно таблице  7.1 

Реактивная составляющая мощности находится

Qm = Pm tgφ = 60∙0,88 = 52,8 квар,

где tgφ – коэффициент реактивной мощности, согласно tgφ = arccos φ нн

Активная и реактивная составляющие тока силового трансформатора  экскаватора ЭКГ- 5 определяются :

Iа.m = I m∙ cosφ нн= 7,9 ∙ 0,75 = 5,9   А;

I р.m.   = Iа.m∙ tgφ = 5,9 ∙ -0,8 = -4,72 А.

Определяем  расчет тока для выбора сечения провода для насосной установки:

I расч.н. = ;

I расч.н.= =17 А,

где I а.д. и  I р.д. – активная и реактивная составляющие тока синхронного двигателя насоса:

I с= S c /;

I с = 204,9 / = 19,9 А,

где Sc – полная мощность синхронного двигателя насоса с учетом коэффициента спроса.

S c = ;

S c = кВА,

где  Pc  и Qc – составляющая мощности синхронного двигателя насоса.

Активная и реактивная  составляющие тока  синхронного двигателя  насоса определяются: 

I а.д. = I с∙ cosφ ном  = 19,9 ∙ 0,8 = 15,92 А

I р.д. = I а.д.∙ tgφ = 15,92 ∙ 0,5 = 7,96 А

Расчет ток  нагрузки для КТП  бурового станка определяется:

I расч.КТП = ∑S номK cn.m /

I расч.КТП = (400 ∙ 0,7)+1,8/ 1,73 ∙ 6 ∙ 0,9 = 281,8 / 9,34 = 30,2 А,

где ∑ S ном - сумма номинальных мощностей трансформаторов, установленных в КТП;

K cn.m – коэффициент спроса нагрузки трансформатораή cКПД.

Расчет ток магистральной ЛЭП составит:

I расч  =I расч.э. + I расч.н. +I расч.КТП =(2 ∙ 27)+17+30 = 101 А.

Выбор высоковольтного кабеля для питания экскаватора и других потребителей производится по расчетному току, по таблице 7.2 производится выбор кабеля.

Таблица 7.2 – Токи нагрузки потребителей участка 

Потребитель

Iрасч , А

Cos

Марка кабеля и провода

Освещение отвала

1,8

0,75

КГЭХЛ 3∙10+1∙6+1∙6

ЭКГ –5

27

0,6

КГЭ ХЛ3∙25+1∙10+1∙10

5 СБШ 200

30

0,6

КГЭХЛ 3∙70+1∙25

магистральная ВЛ

101

А-50

ЭШ 10/70 2шт

30

0,6

КГХЛ (3∙50∙1∙16)

7.4 Проверка сечений проводов и жил кабелей по допустимой потере напряжения

Для определения потери напряжения в ЛЭП вычисляются максимальные расчетные токи приводного двигателя экскаватора при максимальной нагрузке и трансформаторов КТП.

Максимальная расчетная нагрузка приводного двигателя экскаватора определяется:

I dmax = Рном∙ К сп. мах /;

I dmax= 250 ∙ 5/1,73 =134 А,

где К сп. мах   максимальный коэффициент спроса для пиковой мощности,                                                                                                                                                                                                                                                                                              

cosφ   коэффициент мощности.

Активная составляющая максимальной расчетной нагрузки приводного двигателя экскаватора определяется по формуле:

I а.d max    = I d max ∙ cosφ;

I а.d max    = 134 ∙ 0,9 =120,6 А.

Реактивная составляющие максимальной расчетной нагрузки приводного двигателя экскаватора определяется по формуле:

I p.d max    = I a.d max ∙ tgφ;

I  p.d max  = 120.6 ∙ 0,6 = 72.36 A.

Активная и реактивная составляющие тока силового трансформатора не изменятся, так как коэффициент загрузки трансформатора принимается равной 1.

Для КТП с мощностью S, питающей бурового станок, I  расч. max                          определится:

I  расч.б.с.= Sном.∙ Ксп.т. / ;

I  расч.б.с.= 400 ∙ 0,6 / 1,73 = 25,75 А,

I  а.б.с. = I  расч.б.сcosφ;

I  а.б.с.= 25,75 ∙ 0,7 = 18 А;

I р.б.с  = I  а.б.с. ∙  tgφ;

I  р.б.с = 18 ∙ -1,1 = -19,8 А.

Максимальная расчетная нагрузка приводного двигателя насоса  определяется:

I dmax.н. = Рном∙ К сп. мах /;

I .d.max.н.= 200 ∙ 5/1,73= 107,5 А;

I  а.б.н. = I  расч.б.нcosφ;

I  а.бн.= 107,5 ∙ 0,9 = 96,7 А;

I р.нн  = I  а.б.с.∙ tgφ;

I  р.б.нн = 96,7 ∙ -0,6 = -58 А.

Для КТП с мощностью S, питающей сеть освещения отвала, I  расч. max    определится:

I d.ос = Рном К сп. мах /  А;

I  а.ос. = I  расч.б.с  cosφ;

I  ао.с.= 9,6 ∙ 0,9 = 8,64 А;

I р.ос  = I  а.б.с. tgφ;

I  р.ос = 8,64 ∙ 0,6 = 5,21 А.

Отсюда суммарная активная и реактивная составляющие максимального расчетного тока для ЛЭП составит:

I .а. max.= 2 ∙ 120,6+8,64+18+96,7 = 364,54;

I р.max. =2 ∙ 72,36+58+19,8+5,21=227,73.

Тогда максимальный расчетный ток для ЛЭП составит

Потери напряжения (%) в питающей ЛЭП определяются по формуле:

,

где Uном – номинальное напряжение, В;

l – длина ЛЭП, км.

r0 и x0 – удельно активное и индуктивное сопротивление провода

Потеря напряжения в нормальном режиме работы ЛЭП для потребителя составит:

U = (1,73 ∙ 430 / 6000) ∙ 2,7 (0,064 ∙ 0,9+ 0,035 ∙ 0,4) ∙ 100 = 2,4 %.

Потеря напряжения в нормальном режиме  для  высоковольтного гибкого кабеля экскаватора составит:

U = (1.73 ∙ 134 / 6000) ∙ 0,2 (0.51 ∙ 0.7+ 0.079 ∙ 0.7) ∙ 100 = 0,34 %.

Потеря напряжения в нормальном режиме  для  низковольтного гибкого кабеля экскаватора составит

U = (1,73 ∙ 25,72 / 380) ∙ 0,3 (0,51 ∙ 0,7+ 0,079 ∙ 0,7) ∙ 100 = 1,26 %.

7.5 Выбор высоковольтного оборудования

Выбор высоковольтной ячейки.

Выбор высоковольтной ячейки производится по номинальному напряжению, номинальному току и проверяется по предельному отключающему

току.

Номинальный ток высоковольтной ячейки при питании групп потребителей определяется по формуле

,

где Iнагр. = 455,6 – суммарный ток нагрузки на фидере, А.

По таблице 6.55 [13] для фидера выбирается комплектное распределительное устройство (КРУ), внутренней установки типа КРУ-10-20-У3 с вакуумным выключателем СЭЩ - 10

Условие проверки выполняется

Проверка высоковольтного распредустройства производится исходя из условия

,

где Io = 20 – ток отключения распредустройства, кА;

Iк.з.(3) = 7,8 – расчетный ток к. з. выбираемого распредустройства, кА.

Следовательно,

Так как условие выполняется, то значит высоковольтная ячейка выбрана правильно.

Для освещения автоотвала  устанавливаем прожектор ПКН с лампой                       КГ-220- 2000  

Суммарный световой поток необходимый для освещения автоотвала:

∑ F = Emin Soc K3 Kn, лм,

F = 7,5 ∙ 2000 ∙ 1,5 ∙ 1,15=25875 лм,

где Emin – требуемая освещенность для участка, согласно таблице 3.3 [1];

Soc – площадь освещаемого участка;

K3 – коэффициент запаса, согласно с.209 [1];

Kn –коэффициент, учитывающий потери света в зависимости от конфигурации освещаемой площади, согласно  с. 209 [1].

Требуемое число прожекторов при известном суммарном световом потоке, необходимом для освещения всей площади, определиться по формуле:

N пр = ∑ F / Fл  ή пр;

N пр = 25875/ 44000 ∙ 0,35=1,6=2 шт.,

где Fл – световой поток лампы прожектора, согласно таблице 7.3 [2];

ή пр – к.п.д. прожектора, согласно таблице 7.4 [2];

Высота установки прожектора

hпр≥ ,м,

hпр≥ = 17,3 м

где Imax – максимальная сила света прожектора, согласно таблице 7.4 [2]

Необходимая мощность трансформатора для питания осветительных установок

S m.oc = ∑ Pл ∙ 10-3 / ή сή осcos φос , кВА,

S m.oc = 2 ∙ 2000 ∙ 10-3 /0,95 ∙ 1 ∙ 0,83 = 5 кВА

где ∑ Pл - суммарная мощность ламп, Вт;

ή с – к.п.д. осветительной сети,  

ή ос – к.п.д. светильников,  

cos φос – коэффициент мощности ламп,  

К установке  выбирается комплектная трансформаторная подстанция (КТП).

Ток нагрузки для двухпроводной кабельной осветительной сети

Iнагр=Рл ∙ a/Uф ∙ cosφ ∙ ήoc, A,

Iнагр=2 ∙ 2000/220 ∙ 0.83 ∙ 1=22 А

где Рл мощность лампы;

a  число ламп группе;

Uф  - номинальное фазовое напряжение.

7.6  Расчет токов короткого замыкания

Расчет токов короткого замыкания в высоковольтных сетях (выше 1000 В)

Для выбора электрической аппаратуры и проводников, установок защиты и ее проверки, средств ограничения токов короткого замыкания (КЗ), необходимо установить величину токов КЗ.

Базисные значения напряжения и мощности:

                                                       U6= 6,3 кВ, S6= 25 мВА,


            Базисный ток определяется по формуле, кА:

I6=S6/(U6),

1б=25/(1,7∙6,3)=9,2кА,

Приведенные сопротивления:

x∙=xo ∙ L ∙ (S/U2),                          

r∙=ro ∙ L ∙ (S/U2),

где  x∙,r∙  -  соответственно,  индуктивное  и  активное  сопротивление кабельной (воздушной) линии, приведенное к базисным условиям; х0, г0  -  соответственно,  удельное  индуктивное  и  активное сопротивления кабельной (воздушной) линии, Ом/км, хо=О,35, rо=О,64 - для ВЛ по

Хо=О,О8, го=О26 - для КЛ      таб.1 [1]

где – L - длина линии, км;

z – полное сопротивление кабельной (воздушной) линии;

х – индуктивное сопротивление двигателя, приведенное к базисным                                                 условиям;

SH0M – номинальная мощность двигателя.

Сопротивление ВЛ определяется по формуле:

х∙вл =  х0 l ∙ (Sб / Uб2);

х∙вл =0,35 ∙ 4,7 ∙ 25/6,32=1,12;

r∙вл =  r0 l ∙ (Sб / Uб2);

r∙вл =0,64 ∙ 4,7 ∙ 25/6,32 =2,0;

z ВЛ = .

где  z ∙ВЛ– полное сопротивление кабельной или воздушной линии.

Определяем сопротивление КЛ: 

x о = 0,08 ∙ 0,2 ∙ 25/6,32 = 0,01

r∙о = 0,26 ∙ 0,2 ∙ 25/6,32 = 0,035

Расчет полного сопротивления ВЛ и КЛ:

Z = = 0,036

Приведенное относительное сопротивление системы, от которой питается разрез, определяется  формуле:

XI = Sб / Shomo ,

где Sноm о- номинальная мощность отключения выключателей, установленных на шинах связи с системой, принимаем равной 100 мВА.

х=25/100 = 0,25

Сопротивление двигателя определяется по формуле:

x∙Сд = x∙д ∙ (S/SнДв),

где  х∙д=2-относительное сопротивление двигателя по продольной оси; /20/                                    SнДB - полная номинальная мощность двигателя, находится по формуле:

SнДв = PH/cosφ,

где Рн - мощность двигателя ЭКГ - 5.

SнДв = 250/0,9 = 225 кВА,

х∙Сд = 2 ∙ 25/225 = 0,2.

Расчет короткого замыкания в точке КЗ

Приведенное относительное сопротивление энергетической системы х∙с, активным сопротивлением пренебрегаем. Следовательно, zK=0,5.

Действующее значение периодической составляющей трехфазного тока к.з. определяется по формуле:

I‡I(30t=0 = Sб / √3 ∙ Uб ∙ zk

I(30t=0  = 25/√3 ∙ 6.3 ∙ 0,5 = 4,6 кА

Для проверки выключателей по отключающей способности, по динамической и термической стойкостям к токам к.з., необходимо определить ударный ток, действующее значение ударного тока и мощность к.з. Мощность трехфазного к.з. для любого момента времени:

St=0 = St∞= √3 ∙ U6  I‡I(30t=0  ,

St=0 = S∞t = √3 ∙ 6,3 ∙ 4,6 = 50 кВ А,

Мгновенное значение ударного тока находится по формуле:

i(y3) = Ky

где Ку - ударный коэффициент

Мгновенное значение ударного тока равно:

i(y3) = 1,005 ∙  = 6,53 кА,

Действующее значение ударного тока к.з. за первый период от начала переходного процесса определяется по формуле:

I(y3) = I(30)t=0 ∙  

I(y3) = 4,6  ∙   = 5,26 кА,

Для проверки уставок максимальной токовой защиты необходимо знать ток двухфазной к.з., он определяется по формуле:

I(20)t=0=0,87 ∙ I(30)t=0,

I(20)t=0=0,87 ∙  4,6 = 3,99 кА,

Расчет токов короткого замыкания в низковольтной сети (ниже 1000В)

В сетях напряжением ниже 1000 В необходимо учитывать сопротивления трансформаторов тока, рубильников, автоматов и другой аппаратуры. Объясняется это тем, что суммарные величины сопротивлений цепи короткого замыкания в таких сетях малы и могут быть соизмеримы с сопротивлениями аппаратуры.

Проектом рассчитывается ток короткого замыкания при подключении бурстанка 5СБШ-200

Ток КЗ бурового станка 5СБШ-200

VK3%=6,5%;

Iкх=2,1%;

Sном =400 кВт;

∆Ркз-5,5 кВт.

Сопротивление питающей системы с низкой стороны:

x c = VS2 / Sn откл  ∙106  ;

x c = 0,42 / 350000 ∙106  = 0,45 Ом.

Сопротивление обмоток трансформатора:

xmp = Vkз%Vh2 ∙ 106 / S ном = 2,6 Ом;

R mp = PV h2 ∙ 106 / S н2 = 5,5 Ом.

Сопротивление гибкого кабеля:

хгк = xо  L∙10 3=0,07 ∙ 0,25 ∙ 10 3=17,5 Ом,

где х0 - удельное реактивное сопротивление кабеля

r гк= rо L ∙ 10 3=0,17 ∙ 0,25 ∙ 10 3= 42,5 Ом,

Где  rгк - удельное активное сопротивление кабеля

Суммарное сопротивление:

R=5,5+42,5=48 Ом,

x =2,6+17,5+0,45=20,55 Ом.

Результирующее сопротивление:

z == 52,21 Ом.

3-х фазный ток короткого замыкания:

Iкз(3) = Uб ∙ 103 / √3 Z = 4,42 кА.

2-хфазный ток короткого замыкания:

Iкз(2) = Uб ∙ 103 / 2 ∙ 52,21 = 3,83 кА.

Ударный ток:

Iy=l,85∙ 1к(3)=1,85 · 4,42=8,177кА.

Действующее значение полного тока трехфазного короткого замыкания
Iq=1,1∙ Iкз(3) =1,1 · 4,42 = 4,682 кА.

Мощность короткого замыкания:

SK3=√3 Iкз(3)=l,73 · 0,4 · 4,42= 3,05 MBA.

7.7 Меры безопасности

1. К эксплуатации ячеек может быть допущен только персонал, имеющий специальную подготовку и изучивший инструкцию по монтажу и эксплуатации на ячейку, на выключатель и другую комплектующую аппаратуру и сдавший экзамены по «Правилам технической эксплуатации электроустановок потребителей» и «Правилам техники безопасности при эксплуатации электроустановок потребителей».

2. При монтаже, испытаниях и эксплуатации следует соблюдать «Правила техники безопасности при эксплуатации электроустановок потребителей», «Единые правила безопасности при разработке полезных ископаемых открытым способом» и дополнительные требования, предусмотрены настоящей инструкцией и соответствующими инструкциями предприятия изготовителя аппаратуры.

3. В случае необходимости ремонта, профилактики или осмотра            ЯВП-6/300 после открывания дверей и защитных ограждений, производить проверку отсутствия напряжения на всех частях, которые могут казаться под напряжением, на верхние неподвижные контакты разъединителя должны быть наложены переносные заземлители.

4. Нетоковедущие металлические части аппаратов и приводов должны иметь металлический контакт с корпусом ЯВП-6/300,  который должен быть надежно заземлен. Контактные поверхности для присоединения переносного заземлителя должны быть предохранены от коррозии.

5. Запрещается эксплуатация ЯВП-6/300  с неисправными механическими и электрическими блокировками.

6. Запрещается подниматься на крышу ЯВП-6/300   при наличии напряжения на линейных вводах.

7.  Запрещается открывать защитные сетчатые ограждения ЯВП-6/300  без полного снятия высокого напряжения.


Рисунок 9 – Схема электроснабжения участка «Бунгуро-Листвянский 4»

разреза «Бунгурский-Северный»

8 Охрана труда

При  разработке месторождений полезных ископаемых открытым способом ведется предварительное рыхление пород буровзрывным способом, добыча полезного ископаемого и его транспортирование  при этом используется разнообразная техника, работая с этими машинами  необходимо соблюдать установленные меры безопасности,  которые приведены ниже.  

При эксплуатации выемочно–погрузочного добычного и вскрышного оборудования (экскаваторов) имеют место быть следующие опасные и вредные производственные факторы:

а) Опасные производственные факторы:

– обрушение пород, оползни;

– падение предметов;

– поражение электрическим током;

– падение человека;

– термический ожог;

– обморожение;

– машины и механизмы;

– удушье и отравляющие вещества.

Места проявления опасных производственных факторов: уступы, откосы отвалов, дороги, электроустановки, линии электропередач, горное оборудование (экскаваторы), площадки по монтажу экскаваторов.

б) Вредные производственные факторы:

– вредные газы;

– шум, вибрация;

– метеоусловия;

– пыль;

– недостаточная освещенность.

Места их проявления – забои экскаваторов, дороги, угольные склады, оборудование (экскаваторы), территория разреза.

Проявление всех вышеперечисленных факторов на разрезе «Бунгурский» подтверждается травматизмом на этом предприятии. В связи с вышеизложенным проектом рекомендуются  следующие мероприятия по снижению опасных и вредных производственных факторов:

а) Опасные производственные факторы:

  1.  обрушения пород, оползни – необходимо обоснование рациональных параметров высоты уступа (17 м), угла откосов уступа (рабочий 75° и устойчивый 60°), угла борта разреза (18°), угла откоса отвала (20°), бермы безопасности (3,2 м), ширины рабочей площадки (64,2 м), отвода подземных вод (нормальный приток принят 1600 м3/ч по основному полю).

– электрический ток – осуществление контроля  за электроустановками, соблюдение организационных и технических мероприятий  эксплуатации электрооборудования. Соблюдения правил техники безопастности (ТБ) при работе в электроустановках.

– падение предметов – необходимо обоснование величины берм  безопасности, высоты  и ширины земельного ограждающего вала, ширины дороги.

– падение человека – необходимы предупредительные знаки и ограждения, освещение в ночное время, соблюдение ТБ.

– термический ожог – необходимо соблюдать ТБ при сварочных работах.

– обморожение – необходим обогрев кабины экскаватора, соблюдение норм и правил.

– машины и механизмы – не находиться в радиусе  действия машин.                                                                        Вращающиеся части должны быть ограждены. Площадки должны быть очищены от снега и льда, лестницы иметь перила.

– удушье, отравляющие вещества – безопасные расстояния при БВР, проветривание. Соблюдение  питьевого режима.

б) Вредные производственные факторы:

шум, вибрация – изоляция кабин машин, регулировка машин, механизмов, применение забойных амортизаторов, противовибрационные кресла, перчатки, обувь;

освещение – освещенность согласно технике безопасности  (на ОГР 2–10 Лк). Должно быть обеспечено: min освещенность, равномерность освещения, постоянство освещенности.

пыль – необходим периодический полив дорог, применение средств пылеподавления.

вредные газы – применение на автотранспорте нейтрализаторов выхлопных газов, установка местного проветривания (вентиляторы, вентиляционные шкафы).

8.1 Принципы организации борьбы с пылью

Основными способами нормализации атмосферы карьеров являются: совершенствование техники и технологии открытых разработок, пылеподавление, пылеулавливание.

Наиболее распространенным способом борьбы с пылью на карьерах является пылеподавление, которое заключается в связывании пыли водой, растворами солей, нефтепродуктами, пеной, а также в посеве трав.

Пылеулавливание применяют для организованных источников выбросов, и заключается оно в аспирации и очистке запыленного воздуха. Применение на карьерах машин с кабинами позволяет создать в них требуемый микроклимат, который значительно отличается от атмосферы карьера.

При чрезмерном загрязнении воздуха в рабочих зонах карьера применяют искусственное проветривание застойных зон для удаления загрязненного воздуха за пределы карьера.

8.2  Борьба с пылью при буровзрывных работах

       

Предлагаются следующие мероприятия:

Применение воздушно водяных смесей при  работе станков механического бурения. Расход воды при этом способе составляет 0,05–0,67кг/с, в результате чего обеспечивается снижение концентрации пыли в кабине станка до 0,8–1,3 мг/м3,а на расстоянии 10 м от скважины по оси пылевоздушного потока – до 0,6–2,2 мг/м3, что обычно ниже ПДК.

Применение воздушно–эмульсионных смесей на основе водорастворимой присадки ВНИИНП–1,состоящей из отходов очистки трансформаторного масла.  Эффективность пылеподавления воздушно–эмульсионными смесями выше, чем воздушно–водяными.

Применение пены, подаваемой в устье скважины слоем 0,3–0,5 м.

     

8.3   Снижение загрязненности атмосферы карьера при взрывных работах

Предлагаются следующие мероприятия:

– Применение орошения водой взрываемого блока из расчета 10 л/м3 или покрывать его воздушно–механической пеной толщиной 1–1,5 м на горизонтальных поверхностях и 0,3–0,6 м – на откосах.

– Применение обработки пылегазовых облаков воздушно–водяными струями, создаваемыми специальными вентиляторами–оросителями при искусственной вентиляции карьеров.

– Применение орошения взорванных блоков гидромониторами.

8.4  Борьба с пылью при выемочно–погрузочных работах

Предлагаются следующие мероприятия:

– Применение  предварительного увлажнения горной массы, орошение ее, искусственное проветривание экскаваторных забоев.

– Применение  гидромониторно–насосных установок, они могут быть стационарными и передвижными, на колесном и рельсовом ходу.

– Применение предварительного  увлажнения в целиках путем нагнетания воды под давлением по скважинам с сеткой 5∙10 м.

– Применение различных оросительных устройств для пылеподавления при работе экскаватора, они предназначены для разбрызгивания воды в зоне стрелы и черпания ковша экскаватора.

– Применение установки, состоящая из двух емкостей объемом по 1,6 м3 каждая, насоса, трубопровода и шести центробежных форсунок. Привод насоса осуществляется от главного двигателя бульдозера с помощью муфты сцепления.

8.5 Борьба с пылью на карьерном транспорте

Предлагаются следующие мероприятия:

– Применение поливочных и уборочных машин с металлическими щетками.

– Применение увлажнение  поверхности дорог водой с помощью поливочных машин ПМ–130 на базе автомобиля ЗИЛ–130.

– Применение хлористого кальция целесообразно в районах расположения карьерой с высокой относительной влажностью. Действие хлористого кальция, относящегося к гигроскопическим солям, основано на поглащении влаги непосредственно из воздуха в периоды повышенной влажности, особенно в ночные часы.

– Применение пропитки грунтовых и щебеночных автодорог нефтепродуктами – мазутом, сырой нефтью, универсином, сланцевым маслом и др.

– Применение укрытия, обеспыливания водой и пеной и пылеулавливание. При пылеподавлении пеной она наносится на поверхность транспортируемого материала или смешивается с ним в пунктах загрузки или перегрузки.


9 Защита населения и трудящихся от чрезвычайных ситуаций

Защита населения - это комплекс мероприятий, взаимосвязанных по месту, времени проведения, цели, ресурсам и направленных на устранение или снижение на пострадавших территориях до приемлемого уровня угрозы жизни и здоровья людей, в случае реальной опасности возникновения или в условиях реализации опасных вредных факторов стихийных бедствий, техногенных аварий и катастроф.

Защита населения от ЧС является важнейшей функцией всех органов управления страной, субъектов федерации, предприятий и организаций. Вместе с тем, каждый гражданин страны должен сам заботиться о своей безопасности, участвовать в мероприятиях о защите от ЧС, учиться и приобретать навыки о самозащите. Защите от чрезвычайных ситуаций подлежат все граждане, находящиеся на территории РФ.

Общие организационно-правовые нормы в области защиты от ЧС граждан страны, иностранных граждан и лиц без гражданства, всего земельного, водного, воздушного пространства в пределах территории страны или его части, объектов хозяйственного и иного назначения, а также окружающей среды определяются федеральными законами "О безопасности" и "О защите населения и территорий от чрезвычайных ситуаций природного и техногенного характера".

Мероприятия по подготовке к защите населения и персонала проводятся заблаговременно, как для сотрудников предприятия (лекции), так и для населения близь лежащих населенных пунктов (радио, ТВ).

Планирование защитных мероприятий осуществляется с учетом военно-экономического и административно-политического значения районов, городов и объектов экономики, особенностей заселения территорий, продолжительности и степени возможной и реальной опасности, создаваемой чрезвычайной ситуацией, природно-климатических и других местных условий. Объемы, содержание и сроки проведения этих мероприятий определяются исходя из принципа разумной достаточности, экономически возможной их реализации, степени потенциальной опасности технологий и производств.

На производстве создается штаб ГО и ЧС.

Основными задачами гражданской обороны на предприятии являются:

– проведение мероприятий  обеспечивающих  бесперебойную  работу предприятия при угрозе нападения;

непрерывное управление гражданской обороной, подготовка надежного освещения и системы связи;

– всеобщее обучение рабочих, служащих, населения способам зашиты от оружия массового поражения;

– проведение мероприятий, обеспечивающих защиту продовольствия и источников водоснабжения от радиоактивного, химического и бактериологического оружия;

– проведение спасательных и неотложно-аварийных восстановительных работ, которому население обязано включить радио, радиотрансляционные и телевизионные приёмники для прослушивания экстренных сообщений.

Мероприятия при угрозе и возникновении крупных производственных аварий, катастроф и стихийных бедствий.

1.При угрозе возникновения крупных производственных аварий, катастроф и стихийных бедствий (режим   повышенной готовности).

Сигнал оповещения об угрозе стихийного бедствия и производственной аварии принимает дежурный  диспетчер. Дежурный диспетчер о полученных сигналах и распоряжениях докладывает начальнику ГО разреза и  начальнику штаба по делам ГО и ЧС разреза. С получением сигнала об угрозе возникновения чрезвычайной ситуации начальник ГО разреза вводит режим повышенной готовности.

Исходя из сложившейся обстановки организовать проведение следующих мероприятий:

в течении 10 минут провести оповещения работников разреза, собрать руководящий состав и поставить конкретные задачи;  

руководящий состав оповещается дежурным диспетчером подачей распоряжения «Объявлен сбор» по телефону, громкоговорящей диспетчерской связью и посыльными;

через 60 минут организовать наблюдение и разведку на территории разреза;

организовать круглосуточное дежурство руководящего состава;

организовать приведение в готовность без прекращения производственной деятельности формирований повышенной готовности в течении 4 ч. и общей готовности в течении 6 часов численностью 55 человек;

в течении 2.00 часов уточнить план действий разреза по предупреждению и ликвидации чрезвычайных ситуаций в мирное время;

для оказания медицинской помощи пострадавшим привести в готовность санитарный пост;

в зимнее время организовать обогрев личного состава формирований в местах их сбора;

организовать подготовку к выдаче работникам разреза средств индивидуальной защиты со склада ГО;

организовать приведение в готовность автотранспорт;

организовать проведение мероприятий по медицинской и противоэпидемической защите работников разреза;

организовать проведение профилактических и противопожарных мероприятий и подготовку к безаварийной остановке производства.

Оповещение рабочих, служащих и личного состава формирований ГО осуществляется штабом по делам ГО и ЧС, руководителями структурных подразделений и командирами формирований с использованием телефонной и диспетчерской связи.

Начальник штаба ГО и ЧС разреза докладывает о полученных сигналах и распоряжениях в штаб ГО и ЧС Куйбышевского района и в ОАО УК «Кузбассразрезуголь».        

2. При возникновении крупных производственных аварий, катастроф и стихийных бедствий (режим ЧС).

Оповещение органов управления, рабочих и служащих о возникновении ЧС проводит дежурный диспетчер подачей распоряжения « Объявлен сбор »,по телефону, громкоговорящей диспетчерской связью и посыльными

   Сбор личного состава формирований, предназначенных для ведения спасательных работ:  

в рабочее время     1.00 час.        

в нерабочее время   2.30 час.   

В течении10 мин. представить информацию об аварии в управление ГО и ЧС Куйбышевского района и в ОАО УК «Кузбассразрезуголь».

В течении 20 мин в рабочее время (в нерабочее время 2.30час.)провести сбор руководящего состава и поставить конкретные задачи.

Организацию разведки в районе ЧС и прогнозирование возможной обстановки возложить на разведывательное  звено ( командир звена – зам.тех.дир.по БВР )

Для ликвидации крупных производственных аварий, катастроф и стихийных бедствий привести в готовность и развернуть силы и средства формирований ГО и ЧС разреза:

1) спасательная группа - 12 человек, общей готовности, ее возможности: извлечение из под завалов пострадавших.

2) звено связи – 3 человека, повышенной  готовности, ее возможности: организация связи ПУ с управлением по делам ГО и ЧС Куйбышевского  района и с ОАО УК «Кузбассразрезуголь», организация местной линии связи.

3) разведывательное  звено - 3  человека, повышенной  готовности, ее  возможности: разведка  маршрута.  

4) санитарный пост – 4 человека, повышенной готовности, его возможности: оказание первой медицинской помощи пострадавшим

5) отделение пожаротушения – 6 человек, повышенной готовности, его возможности: локализация пожаров.

6) аварийно-техническая команда – 20 человек, общей готовности, ее возможности: отключение участков разрушенных сетей (водо-, теплоснабжение),                               устройство временных соединительных обводных труб, устройство временных линий электропередачи.

7) группа охраны общественного порядка – 6 человек, повышенной  готовности, ее  возможности: организация охраны объектов разреза, организация патрульно-постовой службы,  организация службы регулирования и контрольно-постовая служба.

8) сводная команда механизации – 41 человек, территориальная, ее возможности: устройство проездов по завалам, расчистка проездов, откопка и вскрытие завалов.

Установить единый срок приведения формирований повышенной готовности не более 4.00 ч, от времени получения сигнала и не более 6.00 ч. для остальных формирований.

3. Проведение аварийно-спасательных и других неотложных работ (АСДНР).

Для проведения АСДНР на разрезе привлекаются:

спасательная группа

звено  связи

разведывательное  звено

санитарный  пост

отделение пожаротушения

аварийно-техническая команда

сводная группа

группа  охраны  общественного  порядка

Помимо выделенных сил, по решению начальника управления ГО и ЧС Куйбышевского района может привлекаться сводная команда механизации работ.

Ведущий специалист по делам ГО и ЧС разреза организовывает и поддерживает связь с управлением по делам ГО и ЧС района по вопросу экстренного выделения в интересах района автомобильной, дорожно-строительной и подъемно-транспортной техники, а так же возможного ведения спасательных работ подразделениями разреза, а во время паводка и заторов льда на реках Аба и Шарап выделять группу взрывных работ разреза в интересах города (соответствующий опыт,  практическая работа и соответствующие документы подвергаются проверке ежегодно).

4. Управление мероприятиями и действиями в ЧС.      

Для управления силами ГО разреза при возникновении крупных производственных аварий и стихийных бедствий использовать пункт управления (ПУ) в малом  зале, при необходимости развертывается дополнительно вблизи места аварии подвижный пункт управления (на базе автомобиля ПАЗ с радиостанцией).

На пункте управления при необходимости организовать круглосуточное дежурство. Все сигналы, распоряжения и информацию на разрезе принимает дежурный диспетчер (дежурный связист). О полученных сигналах и распоряжениях дежурный диспетчер (дежурный связист) докладывает начальнику ГО разреза и ведущему специалисту по делам ГО и ЧС и по их распоряжению обеспечивает их доведение до исполнителей по схеме оповещения.

Связь с ОАО УК «Кузбассразрезуголь», управлением по делам ГО и ЧС района, подразделениями объекта, формированиями ГО осуществлять по прямым телефонам городской АТС, сотовым телефонам, факс и по радиостанции


10 Специальная часть. Выбор и обоснование параметров буровзрывных работ

10.1 Патентный поиск

Таблица 10.1 – Регламент поиска

Предмет поиска

Страна поиска

Индексы МПК

Источники информации

научно-техническая документация и литература (годы просмотра)

Патентная документация с глубиной поиска, лет

Способы ведения  взрывных работ

Российская Федерация

С 06 В 47/00

1. «Горный журнал»               1998-2005 гг.

2. Журнал «Горная промышленность»           1996-2005 гг.

Официальный бюллетень «Изобретения»        1995-2004 гг

Описания изобретений к патентам РФ

Таблица 10.2 – Патентная документация

Название изобретения (аналогов и прототипов)

Страна выдачи, номер охранного документа, индекс МПК, дата подачи и опубликования

Заявитель, авторы, патентообладатели

1. Заряд взрывчатого вещества и способ ведения взрывных работ

РФ, патент № 2174110,

С 06 В 47/00,

Заявл. 29.11.1999

Опубл. 27.09.2001

Шмелев В.М.

Денисаев А.В.

2. Взрывчатая смесь и способ изготовления скважинного заряда

РФ, патент № 2205168,

С 06 В 45/02,

Заявл. 13.12.2001

Опубл. 27.05.2003

Кантор В.Х.

Фалько В.В.

ООО «Взрывтехнология»

Таблица 10.3 – Научно-техническая документация и литература

Название источника информации, издательство и год выпуска

Авторы (Ф.И.О.)

Краткая сущность технического решения

1.Статья «Современные промышленные взрывчатые вещества в России и за рубежом», Горный журнал, 1998, № 7

Корнеева Л.В.,

Кутузов Б.Н.,

Работинский Н.И.,

Соснин В.А.

Разработка взрывчатых веществ нового поколения – водосодержащих и эмульсионных

2.Статья «Совершенствование техники и технологии взрывных работ», Горный журнал, 2004, №8

Лисицын Н.В.

Применение в обводненных скважинах эмульсионного ВВ Укранит-ПМ

На основании патентного поиска при взрывных работах применяем рассредоточеные заряды, ВВ Гранулит УП-1, в обводненных скважинах используем герметичные поэлитиленовые рукава.

Целью дипломного проекта: Снизить затраты на взрывные работы.

Задачи проекта:

1) обосновать применение рассредоточенных зарядов;

2) обосновать применение поэлителеновых рукавов;  

3) подсчитать экономический эффект.

10.2 Существующее положение и анализ буровзрывных работ при
открытой разработке месторождений

В настоящее время по оценке экспертов фирмы «Тасис» мировое годовое потребление промышленных взрывчатых веществ (ПВВ) составляет более             6,5 млн.т. Ассортимент современных отечественных ПВВ представлен в основном 4 типами ВВ: порошкообразными, гранулированными, водосодержащими акватолами и эмульсионными. С появлением малопылящих и пригодных для механизированного заряжания гранулированных ВВ (ГПВВ) доля порошкообразных ПВВ снижается, плюс ко всему сказанному в большинстве рецептур ГПВВ (граммонитов) содержится тротил, что небезопасно при ведении буровзрывных работ. Следует отметить, что в последние годы увеличилась доля применения водосодержащих и эмульсионных составов (порэмиты и смесевые гранемиты) на предприятиях России, что соответствует аналогичному показателю в США. В Кузбассе широко используют составы простейших ВВ, содержащие мелкодисперсную пыль. Угольная пыль хорошо адсорбирует на своей поверхности дизельное топливо, что позволяет изготавливать достаточно стабильные взрывчатые смеси как для механизированного заряжания, так и фасованные в мешки. Тем не менее, в России объем применения порошкообразных составов типа аммонитов пользуются спросом на многочисленных предприятиях с небольшими объемами потребления ВВ, а также используются в качестве промежуточных детонаторов, хотя за рубежом в течение нескольких десятилетий широко применяют водосодержащие взрывчатые смеси, которые при качественных загущении и сшивке довольно эффективны при взрывании высокопрочных обводненных пород. Разработанные в нашей стране аналогичные составы первого поколения (акватолы, ифзаниты и карбатолы), предназначены только для беспатронного заряжания. Объем их применения достаточно высок, а на таких предприятиях, как Лебединский и Стойленский ГОКи, «Апатит», «Карельский окатыш», «ОЛКОН» различные марки акватолов составляют большую часть объема применяемых ВВ.

Тем не менее, стоит отметить, что в наше время возникает необходимость повышения безопасности в применении и обращении с ВМ и перехода на применение менее опасных (нетротилсодержащих) ВВ при ведении буровзрывных работ (БВР). Примером таких ВВ могут служить простейшие гранулированные (аммиачно-селитренные) ВВ, содержащие в качестве окислителя АС, в т.ч.: динамоны, простейшие ВВ, которые в качестве горючего содержат невзрывчатые органические материалы (древесную муку, жидкие нефтепродукты и др.); гранулированные сорта этих ВВ называют гранулитами; аммоналы, содержащие в качестве горючего порошок алюминия или других металлов; игданиты - смесь гранулированной АС и дизельного топлива.

Основной тип заряда, применяемый при взрывной подготовке на разрезах угольной компании, является сплошной. При отбойке горной массы такими зарядами наибольший выход негабарита наблюдается из верхней части уступа, в то время как в зоне вблизи заряда интенсивное переизмельчение. Такая неравномерность дробления отрицательно сказывается при дальнейшей отработке взорванной горной массы. Зачастую для сохранения качества взрывной подготовки предприятия вынуждены поднимать высоту столба заряда, путём повышения удельного расхода ВВ, что ведёт к увеличению затрат на производство ВР.

В связи с дальнейшей реализацией «Программы развития буровзрывных работ» принятой в Угольной компании с целью снижения затрат на производство взрывных работ, важной задачей является поиск путей оптимизации качества взрывной подготовки горных пород и затратами на взрывную подготовку.  

Начиная с 1958 г. в ИГД им. А.А. Скочинского велись экспериментальные работы по обоснованию рациональной конструкции зарядов для взрывания горных пород. Исследования показали, что в ряде случаев целесообразно применение рассредоточение заряда ВВ на две и более части, путём создания воздушных промежутков.

Такая конструкция зарядов позволяет:

– несколько снизить пиковое давление продуктов взрыва и тем самым снизить переизмельчение породы вокруг заряда;

– увеличить время активного воздействия взрыва на среду за счёт того, что газы верхнего заряда запирают газообразные продукты нижнего заряда;

– разделение заряда на две части создаёт дополнительную интерференцию напряжений в горном массиве;  

– приводит к более равномерному дроблению горных пород.

10.3 Расчет массового взрыва

Для сравнения рассмотрим два варианта:

1) применение поэлитиленового рукава и ВВ Гранулит УП-1; 2) применение Сибирита и Гранулита УП-1.

2) Значение удельного расхода ВВ принимается в соответствии с рекомендациями «Руководства к разработке типовых проектов БВР»  и опытом производства буровзрывных работ на разрезе. Диаметр бурения принят в соответствии с имеющимся парком бурового оборудования и составляет 0,216 м. Угол наклона скважины принимается в зависимости от физико-механических и структурных свойств пород, а также высоты уступа и технологии разработки (90°).

Вариант 1:

В обводненных скважинах используем поэлитиленовые рукова, это дает возможность применения неводоустойчевого взрывчатого вещества Гранулит УП-1, поэтому в расчетах скважины считаются сухими.

При условии сохранения крупности дробления в сравнении со сплошным зарядом можно достичь снижения проектного удельного расхода ВВ, величина которого определяется по формуле (выход горной массы при этом не изменяется):  

qпр.р= qпр∙(1- Σlр/lвв)=0,655∙(1-2,9/8,6)=0,426кг/м3,

где lвв - длина сплошного заряда ВВ до рассредоточения.

Расчёт параметров скважин и сетки их расположения.

Расчёт глубины (длины) скважины.

                        , м;                                               (10.1)

где – угол наклона скважин к горизонту, град.;

lп – длина перебура, м.

Длина перебура устанавливается из выражения:

                                         , м,              (10.2)

                                              

При ведении взрывных работ над угольным пластом с целью уменьшения нарушенности породно-угольного контакта должен оставляться недобур, 0,5-1,5 м для пород І-V категорий по блочности.

Коэффициент заполнения скважин ВВ при сплошных зарядах устанавливается в соответствии с выражением

                    Кз=0,45+0,0006Н+0,12dе+0,0014Нdе,                     (10.3)

где dе – диаметр естественной отдельности.                                          

Кз=0,45+0,0006∙15+0,12∙1,4 +0,0014∙15∙1,4=0,7

Длина колонки сплошного заряда

                                        lз=lскв∙Кз ,                                                 (10.4)

lз=15,9∙0,7=11 м.

Длина забойки

                                        lзаб=lскв-lз,                                                                          (10.5)

lзаб=15,9-11=4,9 м.

По рекомендациям ИГД им. Скочинского общая длина воздушных промежутков (∑lвп) не должна превышать:

 для наклонных скважин:

                            ,    (10.6)

где σсж – предел прочности на одноосное сжатие, МПа;

f – коэффициент  крепости по шкале проф. М.М. Протодьяконова.

lвп=(0,4-(7∙10-7-72∙10-7))∙12=4,7 м.

Радиус зоны разрушения от диаметра заряда, прочностных свойств пород и плотности применяемого ВВ определяется по формуле:

                                                 (10.7)

R=17∙0.2160.75∙(0.2∙7)-0.5∙0.950.5=4.5 м.

Если учесть, что от торцевого действия заряда глубина разрушения составляет 1/3 от радиуса разрушения, определяемого по формуле (10.7) и то, что при рассредоточении промежутком, заполненным воздухом или другим материалом (водой, буровой штыб и т.д.) образуются два торца заряда, длину промежутка можно определить как .

Максимальную длину воздушного промежутка можно определить по формуле

                                               ,                (10.8)

lвп=11,3∙0,2160.75∙(0,2∙7)-0.5∙0,950.5=2,9 м.

Исходя из выведенной формулы (10.8) величина промежутка рассредоточения должна составлять не более расчётных данных. Расчетные данные для скважин диаметром 216 мм представлены в таблице 10.4.                                                                        

Таблица 10.4 - Расчетные данные для скважин диаметром 216 мм

Коэффициент крепости пород по Протодьяконову

3

4

5

6

7

8

Гранулит УП-1

4,5

3,0

3,5

3,0

3,0

2,5

Сибирит

5,0

4,5

4,0

3,5

3,5

3,0

Для наилучшей равномерности дробления горных пород при применении рассредоточения зарядов величину промежутка необходимо определять по формулам (10.6) и (10.8), если значения промежутка превышают данные таблицы 10.4, то число интервалов рассредоточения принимается равным целой части величины    

                             ,                                                                (10.9)   

                                       np = 4,7/2,9 = 1.6

Для рассредоточенных зарядов длина забойки (lзаб.р, м) и длина колонки ВВ (lвв.р, м) составляет

                               lзаб.р = lзаб∙(1- Σlр/lскв),                         (10.10)

                                     lзаб.р = 4,9∙(1-2,9/15,9)=4 м.

                                     lвв.р = lскв- lзаб – Σlр                             (10.11)

                                     lвв.р = 15,9-4-2,9 = 9 м.

При рассредоточении колонки ВВ на две части длина верхней (1вврв, м) и нижней (1вврн, м) частей составляет:

           lвврв = 0,35 ∙lввр,            (10.12)

         lвврн = 0,65 ∙ lввр.                                                            (10.13)

                                          lвврв = 0,35∙9 = 3,2 м,

                                           lвврн = 0,65 ∙9 = 5,8 м.

Массу скважинного заряда можно рассчитывать по упрощённой формуле:

                                            , кг,                                   (10.14)

                                             Qскв=35∙9=315 кг.

где Р - вместимость 1 погонного метра скважины, кг/м.

Расчетная вместимость одного погонного метра скважины, а также тротиловый эквивалент применяемого ВВ приведены в таблице 10.5.

Таблица 10.5- Расчетная вместимость одного погонного метра скважины

Наименование ВВ

Тротиловый эквивалент по теплоте взрыва, Квв

Плотность ВВ    в скважине,

г/см3

Масса ВВ, кг

на 1 п.м. диаметр скважины

160 мм

Масса ВВ, кг на 1 п.м. диаметр скважины

216 мм

Гранулит УП-1

0,9

0,95

19

35

Сибирит 1200

0,61

1,20

24

44

Эмульсолит

0,8

1,20

24

44

Аммонит 6ЖВ

1,05

1,05

21

38

Шашки ТГ-П850

1,0

1,4

28

51

Длина сопротивления по подошве уступа (W)

Линия сопротивления по подошве для первого ряда взрываемых скважин рассчитывается  по формуле (в м)

                     W = ,                                   (10.14)

где - плотность заряда ВВ, кг/м3 ( = 0,95);

h – высота уступа, м;

   угол наклона скважины к горизонту, градус;

 kПЕР – коэффициент перебура скважин; значение его рекомендуется принимать в следующих пределах: 5-7 для легковзрываемых пород и угля (f = 2-5); 7-9 для пород средней взрываемости (f = 5-7); 9-12 для трудновзрываемых пород (f = 7-10); при взрываниии вскрышных уступов, в подошве которых расположен пласт угля, величина  kПЕР принимается равной нулю;

 коэффициент внешней забойки скважин; рекомендуется принимать равным 20-24 ; для уступов высотой менее 5 м  принимается таким, при котором общая длина внешней забойки не превышала бы половины длины заряда;

 lВ.П - общая длина воздушных промежутков и промежуточной забойки в скважине, м;

 m- коэффициент сближения скважин в ряду; для всех пород m = 1,0-1,2;

 qР- расчетный удельный расход ВВ , кг/м3;

qР= q e,

q оптимальный удельный расход эталонного ВВ , кг/м3 ;

 e - переводной коэффициент работоспособности применяемого ВВ по отношению к граммониту 30/70.

W = = 7 м.

При использовании ВВ,  отличающихся от граммонита  30/70, значения удельного расхода следует умножать на поправочные коэффициенты:

граммонит 30/70 –1,0;

граммонит ТК3-15 – 1,0;

гранулотол – 1,0;

гранулит УП – 1,1;

гранулит НК – 1,15;

порэмит – 1,3;

эмульсолит – 1,3;

сибирит – 1,2.

Сетка расположения скважин на уступе:

Соотношение между параметрами сетки скважин (коэффициент сближения) устанавливается из выражения:

                              m = 0,85 + 0,25dЕ = 0,85 +0,25∙1,4= 1,2;                (10.15)

где dЕ – средний диаметр естественной отдаленности в массиве, м.

   Расчетное расстояние между скважинами в ряду определяется из выражения:

                                                                    (10.16)

Расчетное расстояние между рядами скважин устанавливается из соотношения:

                                                  b = = = 6 м                                          (10.17)

где m – коэффициент сближения зарядов для наклонных скважин принимается 0,9- 1,3. При многорядном расположении скважин расстояние между рядами принимается (0,75-1,0) W при КЗВ и 0,85W при одновременном взрывании.

Расстояние между рядами скважин (при многорядном взрывании) для всех горных пород принимается равным сопротивлению по подошве уступа с целью обеспечения наиболее равномерного распределения ВВ во взрываемом массиве.

Объем горной массы взрываемой одной скважиной:

                                      V = a W H = 7 6 15,0 = 630 м3.                               (10.18)

Выход горной массы с 1 п.м. скважины:

                                         V1 = ===  36,9 м3,                            (10.19)

где V – объем взрываемой горной массы одним зарядом, м3.

Число рядов скважин определяется по формуле

                                                      n = =≈ 3,                                        (10.20)

Ширина развала пород (в м) после взрыва рассчитывается по формуле:

                                             АБВР = (1,5-1,7) R ЧУ= 1,7 12,2 = 21 м              (10.21)

где АБВР - ширина буровзрывной заходки, м

Максимальная ширина развала:

                                                        Вр = АБВР + В0,                                          (10.22)

где Вр – ширина развала, м;

В0- дальность перемещения горной массы при порядной схеме взрывания, м

В0 = (1+ sin (0.5 - ) n K  = (1+ sin (0.5 3.14 – 75)320,54=7,2 м.

Вр = 21+7,2= 28,2 м.

Вариант 2:

Длина скважины, перебура, колонки сплошного заряда, воздушного промежутка,  коэффициент заполнения скважин ВВ остаются прежними.

Так как высота столба воды в скважине 2 м, то длина нижнего заряда будет равна 2м, соответственно длина верхнего заряда равна 9-2 = 7 м.

Масса скважинного заряда равна сумме масс нижнего и верхнего зарядов

, кг;

Qскв 1=(44∙2)=88 кг;

Qскв 2=(35∙7)=245 кг;

Qскв=88+245=333кг.

Линия сопротивления по подошве для первого ряда взрываемых скважин равна

W = = 7,2 м.

Сетка расположения скважин на уступе:

Соотношение между параметрами сетки скважин (коэффициент сближения) устанавливается из выражения:

                              m= 0,85 + 0,25dЕ = 0,85 +0,25∙1,4= 1,2,                      

где: dЕ – средний диаметр естественной отдаленности в массиве, м.

   Расчетное расстояние между скважинами в ряду определяется из выражения:

                                                                

                 

Расчетное расстояние между рядами скважин устанавливается из соотношения:

b = = = 6,0 м.                    

                     

Объем горной массы взрываемой одной скважиной:

                                      V = a W H = 7 7,2 15,0 = 756 м3.    

                              

Выход горной массы с 1 п.м. скважины:

                                         V1 = ===  47,5 м3,       

                         

где V – объем взрываемой горной массы одним зарядом, м3.

Число рядов скважин определяется по формуле

                                                      n = =≈ 3.               

                             

Ширина развала пород (в м) после взрыва рассчитывается по формуле:

                                             АБВР = (1,5-1,7) R ЧУ= 1,7 12,2 = 21м,         

         

где АБВР - ширина буровзрывной заходки, м

Максимальная ширина развала:

                                                        Вр = АБВР + В0,                                                 

где Вр – ширина развала, м;

    В0- дальность перемещения горной массы при порядной схеме взрывания, м

В0 = (1+ sin (0.5 - ) n K  = (1+ sin (0.5 3.14 – 75)320,54= 7,2 м.

Вр = 21+7,2= 28,2 м.

Принцип рассредоточения зарядов ВВ

Экспериментальные исследования в ИГД им. А.А. Скочинского и опыт применения скважинных зарядов, рассредоточенных воздушными промежутками, при открытых разработках рудных и угольных месторождений показали, что применение воздушных промежутков позволяет значительно увеличить равномерность дробления пород и уменьшить крупность среднего раздробленного куска в развале без увеличения удельного расхода взрывчатых веществ.

Качество дробления пород при этом полагается оставаться неизменным за счёт изменения механизма передачи энергии взрыва массиву и возникновения дополнительной интерференции волн напряжений.

Выбор условия сохранения – уменьшения удельного расхода при рассредоточении зарядов необходимо делать на основе опытных экспериментальных взрывов и требований к качеству дробления в конкретных условиях.

Способ рассредоточения.

Рассредоточение зарядов можно производить с помощью скважинных затворов, диаметр которых превышает диаметр скважин. Скважинный затвор (резиновый мяч) в сжатом виде опускают в скважину на соединительной трубке на заданную глубину. С созданием в мячах определённого давления воздуха, они надёжно фиксируются в скважине и дают возможность создавать воздушные промежутки любой величины.

Указанный способ осуществляют следующим образом:

а) На дно скважины помещают боевик, для создания наиболее благоприятного условия для надёжной инициации заряда от боевика предварительно производят заряжание ВВ массой 20-80 кг. Затем после опускания боевика производят зарядку скважины.

б) Затем на заданную глубину устанавливают в сжатом виде пневматический скважинный затвор, который состоит из герметичной резиновой камеры, установленной в нём ниппеля и полой иглы, жёстко соединённой с резиновым шлангом, по которому подаётся воздух для закачивания камеры. При этом между пневматическим скважинным затвором и нижним зарядом остается воздушный или водяной промежуток (в случае, когда нижний заряд находится в воде).

в) После установки пневматического скважинного затвора, на него опускают следующий боевик и верхнюю часть заряда.

г) В случае применения двух промежутков рассредоточения операции а и б, повторяют необходимое число раз.

Обоснование средств инициирования

Мировой опыт совершенствования БВР показывает, что наметилась явная тенденция преимущественного применения неэлектрических средств и способов инициирования скважинных зарядов. Это вызвано тем, что за последнее десятилетие значительно усовершенствованы, разработаны высокоэффективные, безопасные и сравнительно простые в применении системы неэлектрического взрывания. Стоимость новых средств взрывания немного выше, чем средства с использованием детонирующего шнура.

На основании анализа технических возможностей систем НСИ были выявлены следующие ее достоинства:

возможность индивидуального замедления каждого заряда, возможность применения зарядов внутри скважинного инициирования в любой части удлиненного заряда;

отсутствие бокового энерговыделения у проводника инициирующего сигнала, позволяющего исключить энергетические потери, связанные возбуждением низкоскоростных процессов детонации в удлиненных зарядах особенно с применением современных водосодержащих и гранулированных ВВ;

повышенная мощность капсулей-детонаторов (КД), обеспечивающая надежное инициирование шашек-детонаторов в условиях любой степени обводненности. Кроме того, система неэлектрического инициирования не содержит инициирующих ВВ, не чувствительна к блуждающим токам, статистическому электричеству, электромагнитным импульсам, включает неразрушающую ударно-волновую трубку, не чувствительную к скользящему под углом 30° удару плоского ударника с энергией до 500 Дж, как по КД, так и по ударно-волновой трубке.

В качестве боевиков при применении системы СИНВ используются шашки типа БДШ-800У, имеющие специальное посадочное место под КД. Для надежной фиксации КД в посадочном месте шашки необходимо, чтобы его гильза полностью входила в глухое отверстие шашки, а конец резиновой втулки размещался в сквозном канале.

Использование системы НСИ с различным временем замедления и путем соединения их в определенной последовательности позволяет получить заданный порядок инициирования зарядов, обеспечивая требуемую направленность взрыва развала. Кроме того, практически осуществляется поскважинное замедленное взрывание зарядов ВВ на массовом взрыве.

Применение системы СИНВ позволило упростить работу взрывников и привело к сокращению числа специалистов, участвующих в монтаже взрывных сетей. Однако нельзя не отметить, что внедрение этой системы не позволило пока полностью исключить отказы на массовых взрывах. Анализ причин отказов показал, что основной причиной их явились ошибки, допущенные при монтаже (человеческий фактор). Кроме того, причиной отказов явилось повреждение магистральных волноводов осколками разлетающихся при взрыве отдельных частей соединительных элементов.

Общим недостатком систем НСИ является отсутствие возможности дублирования схемы монтажа взрывной сети и зачастую неудовлетворительное качество изготовления отдельных элементов. Однако, несмотря на отмеченные недостатки, эти системы будут успешно внедряться при дроблении скальных пород    и    руд    крупноблочного    строения    и    вытеснят    использование детонирующего шнура на большинстве предприятий России.

Таким образом, мы рекомендуем применять системы неэлектрического инициирования, т.к. при их применении:

улучшается качество дробления пород за счет полного использования энергии ВВ в скважинах;

снижается выход негабарита и получается более равномерное дробление;

за счет более полного использования энергии ВВ в скважинах появилась возможность увеличить выход горной массы с 1 м скважины без ухудшения качества дробления при применяемых ранее удельных расходах ВВ;

за счет резкого уменьшения веса одновременно взрываемых зарядов ВВ в блоке снизилось сейсмическое воздействие на здания, сооружения и борта карьера;  

улучшается экологическая обстановка в забойном пространстве разреза и вокруг него.

10.4 Технико-экономическая эффективность ∙

1) Расчет себестоимости 1 м3 горной массы по взрывным работам в обводненных скважинах с применением рассредоточенных зарядов (Гранулит УП-1) и поэлитиленовых рукавов.

а) Затраты на ВМ:

Свв=Qбл∙С=204,435∙4300=879071р,

где Свв – затраты на ВВ;

Qбл – количество взрывчатки, используемой при взрыве (в месяц);

С=4300 руб – стоимость 1 ты ВВ.

Qбл=NсквQскв=648∙315 кг=204120 кг,

где Nскв=648 – число скважин в блоке (в месяц);

Qскв=315 кг – масса скважинного заряда.

Ссв= (0,15÷0,25) Свв=0,15∙879071р=131861 р,

где Ссв – затраты на средства взрывания.

Затраты на установку затворов:

Сз=Nскв∙ С=648∙300р=194400 р,

где С=300 р – стоимость установки 1 затвора в сухой скважине.

Затраты на установку РПЭ:

Ср=Nскв∙ СLскв=648∙12 р∙15,9 м=123638 р,

где С= 12 р/п.м. – стоимость 1 п.м. РПЭ;

Lскв=15,9 м – длина скважины.

б) Затраты на оплату труда:

ФЗП=Nсп∙Зср=9∙14852 р=133668 р,

где Nсп – списочная численность трудящихся,

Зср – средняя зарплата взрывников за месяц, Зср=14852 р

ФЗП – заработная плата за месяц.

Nсп= Nяв∙Ксс=6∙1,5=9 человек,

где Nяв=6 – явочная численность рабочих,

Ксс=1,5 – коэффициент списочного состава.

Отчисления на социальные нужды 27,2% и составят 133688р∙27,2/100%=36358 р.

в) Амортизация оборудования:

Оборудование

Первоначальная стоимость, руб

Норма амортизации в месяц, %

Амортизация, руб

6СБШ-200Н

784000

4,17

32693

г) Затраты на электроэнергию:

Зэлзаявл∙Пмрасх∙Ц∙Vбур=

=150кВт∙102р/кВт+6кВт/п.м∙0,42руб/кВтч∙10303п.м.=41264 руб,

где Зэл – затраты на электроэнергию, руб;

Мзаявл=150 кВт – заявленная мощность;

Пм= 102 руб/кВт – плата за заявленную мощность;

Эрасх=6кВт/п.м. – норма расхода электроэнергии;

Ц=0,42 руб/кВт ч – цена;

Vбур=NсквLскв=648∙15,9=10303 п.м. – объем бурения за месяц.

Себестоимость общая равна

Собщвв+ Ссвзр+ФЗП+ОСН+Аобэл=

=879071р+131861р+194400р+123638р+133668р+36358р+32693р+41264р=1572953р.

Vг.м.= VсквNскв=630м3∙648=408870 м3,

где Vг.м. – объем взрываемой горной массы;

Vскв – объем горной массы, взрываемый 1 скважиной.

Себестоимость 1 м3 взорванной горной массы

==3,8 руб/м3.

2) Расчет себестоимости 1 м3 горной массы по взрывным работам в обводненных скважинах с применением сплошных зарядов(Сибирит).

а) Затраты на ВМ:

Свв=Qбл∙С=313,632 т∙7050 р=2211106 р,

где Свв – затраты на ВВ;

Qбл – количество взрывчатки, используемой при взрыве (в месяц);

С=7050 руб – стоимость 1 ты ВВ.

Qбл=NсквQскв=648∙484 кг=313632 кг,

где Nскв=648 – число скважин в блоке (в месяц);

Qскв=484 кг – масса скважинного заряда.

Ссв= (0,15÷0,25) Свв=0,15∙2211106р=331666 р,

где Ссв – затраты на средства взрывания.

б) Затраты на оплату труда:

ФЗП=Nсп∙Зср=9∙14852 р=133668 р,

где Nсп – списочная численность трудящихся,

Зср=14852 р – средняя зарплата взрывников за месяц,

ФЗП – заработная плата за месяц.

Nсп= Nяв∙Ксс=6∙1,5=9 человек,

где Nяв=6 – явочная численность рабочих,

Ксс=1,5 – коэффициент списочного состава.

Отчисления на социальные нужды 27,2% и составят 133688р∙27,2/100%=36358 р.

в) Амортизация оборудования:

Оборудование

Первоначальная стоимость, руб

Норма амортизации в месяц, %

Амортизация, руб

6СБШ-200Н

784000

4,17

32693

г) Затраты на электроэнергию:

Зэлзаявл∙Пмрасх∙Ц∙Vбур=

=150кВт∙102р/кВт+6кВт/п.м∙0,42руб/кВтч∙10303п.м.=41264 руб,

где Зэл – затраты на электроэнергию, руб;

Мзаявл=150 кВт – заявленная мощность;

Пм= 102 руб/кВт – плата за заявленную мощность;

Эрасх=6кВт/п.м. – норма расхода электроэнергии;

Ц=0,42 руб/кВт ч – цена;

Vбур=NсквLскв=648∙15,9=10303

Себестоимость общая равна

Собщвв+ Ссв+ФЗП+ОСН+Аобэл=

=2211106р+331666р+133668р+36358р+32693р+41264р=2786755р.

Vг.м.= VсквNскв=495м3∙648=320760 м3,

где Vг.м. – объем взрываемой горной массы;

Vскв – объем горной массы, взрываемый 1 скважиной.

Себестоимость 1 м3 взорванной горной массы  

==6,8 руб/м3.

3) Расчет себестоимости 1 м3 горной массы по взрывным работам в обводненных скважинах с применением рассредоточенных зарядов (Гранулит УП-1 и Сибирит).

а) Затраты на ВМ:

Свв=(Qбл сиб∙С1т сиб)+ (Qбл гран∙С1т гран)=(57,024т∙7050р)+(158,760т∙4300р)=1086362р,

где Свв – затраты на ВВ;

Qбл – количество взрывчатки, используемой при взрыве (в месяц);

С1т гран=4300 руб – стоимость 1 ты Гранулита УП-1;

С1т сиб=7050 руб – стоимость 1 ты Сибирита.

Qбл сиб=NсквQскв сиб=648∙88 кг=57024 кг,

Qбл гран=NсквQскв гран=648∙245 кг=158760 кг,

где Nскв=648 – число скважин в блоке (в месяц);

Qскв сиб=88 кг – масса скважинного заряда (Сибирит);

Qскв сиб=245 кг – масса скважинного заряда (Гранулит УП-1).

Ссв= (0,15÷0,25) Свв=0,15∙1086362р=162954 р,

где Ссв – затраты на средства взрывания.

Затраты на установку затворов:

Сз=Nскв∙ С=648∙720р=466560 р,

где С=720 р – стоимость установки 1 затвора в обводненной скважине.

б) Затраты на оплату труда:

ФЗП=Nсп∙Зср=9∙14852 р=133668 р,

где Nсп – списочная численность трудящихся,

Зср=14852 р – средняя зарплата взрывников за месяц,

ФЗП – заработная плата за месяц.

Nсп= Nяв∙Ксс=6∙1,5=9 человек,

где Nяв=6 – явочная численность рабочих,

Ксс=1,5 – коэффициент списочного состава.

Отчисления на социальные нужды 27,2% и составят 133688р∙27,2/100%=36358 р.

в) Амортизация оборудования:

Оборудование

Первоначальная стоимость, руб

Норма амортизации в месяц, %

Амортизация, руб

6СБШ-200Н

784000

4,17

32693

г) Затраты на электроэнергию:

Зэлзаявл∙Пмрасх∙Ц∙Vбур=

=150кВт∙102р/кВт+6кВт/п.м∙0,42руб/кВтч∙10303п.м.=41264 руб,

где Зэл – затраты на электроэнергию, руб;

Мзаявл=150 кВт – заявленная мощность;

Пм= 102 руб/кВт – плата за заявленную мощность;

Эрасх=6кВт/п.м. – норма расхода электроэнергии;

Ц=0,42 руб/кВт ч – цена;

Vбур=NсквLскв=648∙15,9=10303 п.м. – объем бурения за месяц.

Себестоимость общая равна

Собщвв+ Ссвз +ФЗП+ОСН+Аобэл=

=1086362р+162954р+466560р+133668р+36358р+32693р+41264р=1959859р.

Vг.м.= VсквNскв=756м3∙648=489888 м3,

где Vг.м. – объем взрываемой горной массы;

Vскв – объем горной массы, взрываемый 1 скважиной.

Себестоимость 1 м3 взорванной горной массы:

==4,2 руб/м3.

Таблица 10.6 – Результаты расчетов

Наименование

показателей

Сплошные скважины с применением Сибирита

Рассредоточенные скважины с применением

Сибирит/ Гранулит УП-1

Рассредоточенные скважины с применением

Гранулит УП-1

Коэффициент крепости пород по проф. Протодьяконову

7

7

7

Категория пород по блочности

II

II

II

Диаметр скважины, мм

216

216

216

Удельный расход эталонного ВВ, кг/м3

0.542

0,426

0.426

Тип взрывчатого вещества

Сибирит

Сибирит/ Гранулит УП-1

Гранулит УП-1

Плотность вещества в скважине, т/м3

0,95

1,2/0,95

1,2

Высота вскрышного уступа, м

15

15

15

Угол наклона скважин к   горизонту, град

90

90

90

Длина перебура, м

0,9

0,9

0,9

Глубина скважины, м

15,9