Определение объемов и основных параметров траншей

 

Вскрытие рабочих горизонтов осуществляется для обеспечения сформированных на уступах грузопотоков транспортными коммуникациями позволяющими перемещать грузы с рабочих горизонтов до пунктов приёма на поверхности.

Вскрывающие выработки начинаются с поверхности и заканчиваются на отметке рабочей площадки вскрывающего горизонта.

На основании проведённого анализа геологических данных по разведочным линиям поля 7 установлено, что в пределах карьерного поля 7 Экибастузского месторождения свита угольных пластов 1,2,3 имеет горизонтальную мощность 610 метров, общая мощность 180 метров, средний угол залегания 14 градусов.

Рельеф поверхности карьерного поля 7 представлен степной равниной.

В соответствии с перечисленными характеристиками залегания свиты угольных пластов 1,2,3 можно сделать заключение, что открытые работы будут глубинного вида.

Так как Экибастузское каменноугольное месторождение в пределах карьерного поля 7 можно отнести, по углу залегания угольных пластов, к наклонному, а породы внешней вскрыши в границах карьерного поля имеют значительный объём, то организация внутреннего отвалообразования в выработанном пространстве разреза, на проектируемом этапе, в данных горно-геологических условиях считаю нецелесообразным.

Количество, вид и расположение вскрывающих выработок считаю целесообразным принять после проведения анализа возможной пропускной способности траншей при их определённой конструкции, числа транспортных коммуникаций с целью обеспечить максимальную производственную мощность разреза по полезному ископаемому.

Расчёт провозной способности породной капитальной железнодорожной траншеи производим по указанной ниже методике.

Пропускная способность траншейных путей из условия равных скоростей движения в порожнем и гружёном направлении по перегону определяется (в парах поездов) по формуле

 

Nрасч - 30· р· Т / (tдв + τ) м³(4.8)

 

где р-число действующих путей на перегоне;

Т-время за которое исчисляется пропускная способность, Т=22 часа;

tдв - время движения по перегону;

τ - время на связь между отдельными пунктами, τ=2 мин.

Время движения гружёного (порожнего) состава по перегону определяется по формуле

 

tдв = 60·L / V мин(4.9)

 

где V-скорость движения по перегону, V=20 км/ч;

L - длина перегона.

Провозная способность характеризуется количеством груза, которое может быть перевезено по карьерным путям в единицу времени. Провозная способность карьерных путей определяется по формуле

 

М = Nрасч·Q м³/сут(4.10)

 

где Q-полезная масса поезда, м³.

Предварительно фактическую ёмкость породной вертушки, состоящей из 12 думпкаров, принимаю равной 480 м³ (по опытным данным технологического отдела разреза «Восточный»). Годовая провозная способность определяется из расчёта круглогодичного графика работы железнодорожной капитальной породной траншеи внешнего заложения - 365 дня. Результаты расчёта представлены в таблице 4.1

 

Таблица 4.1

Провозная способность траншей

Параметры	Показатели
Проектная производственная мощность разреза по углю, т/год	14000000
Средний текущий коэффициент вскрыши, т/м3	0,42
Проектная производственная мощность разреза по вскрыше, м3/год	8500000
Полезная масса поезда, м3	480
Длина перегона, м	2600
Скорость движения по перегону, км/час	10
Время движения порожнего (гружёного) состава по перегону, мин	15,6
Время на связь между отдельными пунктами, мин	2
Число действующих путей на перегоне, путей	4
Время за которое исчисляется пропускная способность, час	22
Пропускная способность траншейных путей в грузовом и порожняковом направлении, пар поездов	150
Принимаю пропускную способность, пар поездов	150
Суточная провозная способность перегона, м3/сут	72000
Число суток работы перегона в году, сут	365
Годовая провозная способность перегона, м3/год	26280000

 

Принимаю одну породную капитальную фланговую траншею внешнего заложения, двухступенчатую с односторонним примыканием и отдельным выходом на поверхность железнодорожных путей, количество железнодорожных путей - 4.

Расчёт пропускной способности крутых траншей, вскрывающих добычные горизонты карьерного поля 7, произвожу по указанной ниже методике.

При необходимом годовом объёме перевозок Wг (Wг = Пи) и планируемом времени работы конвейерных линий в объёме Тг = 5365, часовая производительность подъёмных конвейерных ставов должна составить

 

Q’ = Wг / Тг· Кг, т/час(4.11)

 

где Кг=0,935, коэффициент готовности конвейерной линии.

 

Q’ = 14000000 / 5365 * 0,935 = 2791 т/час

 

Количество часов работы подъёмного конвейера Тг по технологическому процессу принято из расчёта затрат времени на технологическое обслуживание, перестройки конвейерных линий и воспроизводства горно-строительных работ для обеспечения вскрытия нижележащих угольных горизонтов.

Производительность технологического комплекса должна производиться по лимитирующему звену.

При работе ленточных конвейеров в технологическом комплексе непрерывного действия их производительность должна выбираться на 20% больше производительности лимитирующего звена.

Лимитирующими звеньями в данном виде технологического комплекса являются роторные экскаваторы SRS(k) - 2000.

В связи с вышеупомянутыми требованиями часовую производительность подъёмных конвейерных ставов определим по формуле

 

Q = 1.2* (Wг / (Тг * Кг)), т/час(4.12)

Q = 1,2 * (14000000 / (5365 * 0,935)) = 3349 т/час

 

В связи с принятым видом транспортной системы организации добычных работ в пределах карьерного поля 7, добыча и транспортирование угля будет производиться по поточной технологии.

Строительство вскрывающих добычные горизонты траншей производим в соответствии с планируемым развитием фронта добычных и вскрышных работ производим на стационарном (нерабочем) борту разреза.

Угол нерабочего борта, на котором планируется сооружение крутых траншей - 14 градусов, поэтому отстройку трассы крутой траншеи производим под углом 14 градусов.

В связи с большой протяжённостью фронта добычных работ, необходимостью уменьшения числа и протяжённости конвейерных линий, необходимостью разделения грузопотоков с разным качеством полезного ископаемого, считаю целесообразным вскрытие добычных горизонтов месторождения, в пределах карьерного поля 7, производить двумя стационарными угольными крутыми траншеями внутреннего заложения.

Примыкание железнодорожных путей капитальной породной траншеи к рабочим горизонтам планирую на смягчённом руководящем подъёме.

При данном виде примыкания предусматривается смягчение уклона капитальной траншеи к рабочему горизонту на 35% от руководящего подъёма. Смягчение подъёма облегчает трогание и разгон поезда, полезная масса которого рассчитана на условия равномерного движения на подъёме при локомотиве нормальной мощности.

Такое примыкание эффективно при высоте породных уступов более 12-15 метров и длинных перегонах.

В соответствии с интенсивным движением пункты примыкания со смягчённым подъёмом устраиваются на каждом уступе капитальной траншеи.

Величину смягчённого уклона можно определить по формуле

 

Iп = 0,65 * iр,%о (4.13)

 

где iр-величина руководящего подъёма,%

 

Iп = 0,65 * 40 = 26%о

 

Высоту участка смягчения определяем по формуле

 

Нс = Lс / ctgIп, м (4.14)

 

где Lс длина участка смягчения, м

 

Нс = 150 / 38,19 = 4 м

 

Длина трассы капитальной траншеи со смягчённым подъёмом определяется по формуле

 

Lт =√ (Н - Нс)² + ((Н - Нс) * ctgiр))² + √ Нс² + Lс², м(4.14)

 

где Н - глубина заложения траншеи.

 

Lт = √ (40 - 4)² + ((40 - 4) * 24,54))² + √4² + 150² = 1033,8м

 

Угол наклона крутой траншеи выбираем из расчёта оптимальных параметров энергоёмкости при транспортировании горной массы и минимальных объёмов горно-строительных работ при строительстве поперечной крутой траншеи. Принимаем угол наклона трассы крутой траншеи 14 градусов, при допустимом угле наклона конвейера при транспортировании угля 18 градусов.

Общую длину трассы поперечной крутой траншеи определяем по формуле

 

Lт.о = Нк * ctg ik, м(4.15)

 

где Нк - конечная глубина траншеи, м

Ctg iк - котангенс угла наклона конвейерного става.

 

Lт.о = 300 * 4,011 = 1283,5 м

 

Объёмы горно-капитальных работ при строительстве породных и угольных вскрывающих выработок определяем по следующей методике.

Ширину транспортной бермы капитальой траншеи с двумя железнодорожными путями определяем по формуле

 

Bт” = 3с + К + В +2Т + 2О + Z, м(4.16)

Bт” = 3 * 1 +1,5 +10 + 2 * 4,6 + 2 * 2 + 5 = 32,7 м

 

Ширину капитальной траншеи по низу с двумя железнодорожными путями определяем по формуле

 

Вт”’ = 5c + В + 2К + 2Т + 2О, м (4.17)

Вт”’ = 5 * 1 + 10 + 2 * 1,5 + 2 * 4,6 + 2 * 2 = 31,2м

 

Объём породной капитальной фланговой траншеи внешнего заложения двухступенчатой с односторонним примыканием и отдельным выходом на поверхность четырёх железнодорожных путей определим по формуле

 

Vт = ((4Ну²) / i) * ((Вт”’ /2) + (2Ну / 3tg (α)))+(Вт”*Ну²)/2i),м³(4.18)

Vт = ((4*400)/0,04)*((31,2/2)+(2*20/0,8391*2)))+(32,7*400/2*0,04) =

=1423101,6 м³.

 

Так как мощность пород (наносов) покрывающих свиту пластов 1,2,3 в среднем составляет 10 -15 метров, то среднюю высоту уступа принимаем 12,5 метров

Объём разрезной траншеи определим по формуле

 

Vр = 0,5Ну * (Ну * ctg(α) + ctg (α у) + 2b) * Lф, м³(4.19)

 

разрезной траншеи понизу, при проходке экскаватором где b - ширина ЭКГ-6,3у, м;

ctg (α) - угол откоса борта капитальной траншеи со стороны рабочего - борта равный 80 градусам;

ctg (α у) - угол откоса борта капитальной траншеи со стороны нерабочего борта, равный 40 градусам;

Lф - протяжённость фронта горных работ первого уступа, м.

 

Vр = 0,5*12,5*(12,5*0,1763 + 12,5*1,1918 + 2*30) * 3000 = 1445625 м³

Ширина крутой траншеи №1 с двумя подъёмными конвейерными ставами определяется по формуле

 

Вк’ = 2с + Т1 + Т2 + О, м(4.20)

 

где Т1 - ширина транспортной полосы под установку приводной станции подъёмного конвейера производительностью свыше 5000 т/час, м;

Т2 - ширина транспортной полосы под установку приводной станции подъёмного конвейера производительностью меньше 5000 т/час, м

О - безопасное расстояние между приводными станциями, м;

С - безопасное расстояние от борта крутой траншеи до транспортной полосы, м.

 

Вк’ = 2*3 +12,5 + 8,5 + 1 = 28 м

 

Ширина крутой траншеи №2 с одним подъёмным конвейерным ставом

 

Вк” = 2с + Т1, м (4.21)

Вк” = 2*3 + 12,5 = 18,5 м

 

Воспроизводство горно-строительных работ при вскрытии каждого нового горизонта добычных работ будет производиться на протяжении всей эксплуатации разреза. Поэтому объём горно-капитальных работ по добычным работам будем производить по первому вскрытому добычному горизонту.

Объём крутой угольной траншеи №1 одного вскрытого горизонта определим по формуле

 

Vк’ = 4((Нт³ * ctg (α у) / 3i) + ((Нт² * Вк’) / 2i), м³(4.22)

Vк’ = 4((12.5³ * ctg(40)) / 3 * 0.248) + ((12.5² * 28) 2 * 0.248) = 21335.3 м³

Объём крутой угольной траншеи №2 одного вскрытого горизонта определим по формуле

 

Vк” = 4((Нт³*ctg(α у)) / 3i) + ((Нт²*Вк”)/2i, м³(4.23)

 

где Нт - глубина крутой траншеи на нерабочем уступе, м;

i - уклон трассы крутой траншеи,%о;

ctg (α у) - устойчивый угол откоса борта крутой траншеи, градус.

 

Vк” = 4((1953*1,1918))/3*0,248) + ((156,25*18,5)/2*0,248) = 18342,6 м³

 

Общий объём горно-капитальных работ определим по формуле

 

Vгк = Vт + Vр + Vк” + Vк’, м³ (4.24)

Vгк = 1423101,6+1445625+21355,3+18342,6 = 2908424,5 м³

 

Таблица 4.2