практика васильковка

..........
3

1 Общие сведения о районе.............
4

2 Горная часть ..............
8

2.1 Горный отвод
8

2.2 Существующее положение горных работ
8

2.3 Потери и разубоживание ........
8

2.4 Границы карьера..........................................................................................
10

2.5 Обоснование выемочной единицы ........
12

2.6 Режим работы и производительность .......
13

2.7 Выбор способа разработки месторождения .............................................
14

2.8 Вскрытие месторождения
14

2.9 Выбор системы разработки и основного технологического оборудования.....................................................................................................
15

2.9.1 Выбор системы разработки.....................................................................
15

2.9.2 Выбор типа основного технологического оборудования ....................
18

2.9.3 Параметры системы разраработки и показатели по карьеру...............
19

2.9.4 Технология ведения работ......................................................................
19

2.9.5 Вскрышные работы и отвалообразование.............................................
20

2.9.6 Добычные работы.....................................................................................
21

2.9.7 Буровзрывные работы..............................................................................
21

2.9.8 Вспомогательные работы........................................................................
22

2.9.9 Технологическая схема горных работ в приконтурной зоне карьера
23

2.9.10 Технология механизированной очистки берм карьера
30

2.9.11 Определение безопасных расстояний и допустимого веса заряда при взрывных работах

30

2.9.11.1 Определение зон опасных по разлету отдельных кусков породы (грунта)...............................................................................................................

30

2.9.11.2 Определение допустимого веса заряда ВВ по сейсмическому взрыва на инженерные сооружения................................................................

31

2.9.11.3 Определение расстояний безопасных по действию ударной волны (УВВ) при взрывах..............................................................................

32

2.10 Расчет производительности и количества обрудования.......................
32

2.11 Состав технологического обрудования..................................................
32

2.12 Календарный план ведения горных работ.............................................
33

2.13 Вентиляция................................................................................................
33

2.14 Способы снижения пылегазовыделения при буровых работах...........
33

2.15 Способы снижения пылегазовыделения при массовых взрывах.........
33

2.16 Способы снижения пылегазовыделения при выемочно-погрузочных работах...............................................................................................................

35

2.17 Способы снижения пылегазовыделения при транспортировании горной массы......................................................................................................

35

2.18 Техника безопасности и промсанитария .............
37

2.19 Охрана недр ............
38

2.20 Задачи НИР ............
39

3 Механическая часть .................
40

3.1 Назначение и область применения комплекса ЦПТ
40

3.2 Состав комплекса
40

3.3 Конвейерный транспорт.
40

3.4 Расчет ленточных конвейеров
40

3.4.1 Данные для расчета..
40

3.4.2 Определение производительности конвейеров.
41

3.5 Определение мощности привода конвейеров..
41

3.6 Система управления и безопасности.
41

3.7 Автоматизация.
42

3.7.1 Порядок запуска дробилок в карьере.
42

3.8 Меры безопасности при монтаже и эксплуатации...
43

3.9 Карьерный водоотлив
43

Литература..
45
















Введение
Настоящий Рабочий проект выполнен на основании «Задания на проектирование».
При разработке проекта использованы материалы:
- отчет «Подсчет запасов руды и золота месторождения Васильковское по состоянию на 01.01.2008г.» (2009г.) », выполненный ТОО «Казахстан Минерал Компании»;
В соответствии с заданием на проектирование границы карьера определены на запасах руды, утвержденных ГКЗ РК протоколом № 813-09-У от 17 марта 2009г.
Оценка устойчивости проектируемых откосов бортов карьера выполнена специалистами КарГТУ.
В настоящем рабочем проекте, в связи с изменением запасов руды, снятия с производства принятого ранее в проекте технологического транспорта, скорректированы границы открытых работ и общие объемы горных работ, переработаны параметры карьера и технологическая схема производства горно-транспортных работ, увеличена глубина карьера с 360м (горизонт минус 125м) до глубины 450м (горизонт минус 215м), увеличена производительность с 2000.0тыс.т руды в год до 8000.0тыс.т руды в год.
В проекте выбран способ разработки карьера, приведена технология ведения горных работ и параметры системы разработки, расчет БВР, безопасные расстояния при ведении открытых горных работ, производительности оборудования и календарный план ведения горных работ.
Проектом предусмотрены санитарно-гигиенические мероприятия, предложены меры по безопасному ведению горных работ и охране недр, определены задачи научно-исследовательских работ.















1 Общие сведения о районе

Месторождение расположено в 17 км к северу от г. Кокшетау, центра Акмолинской области Республики Казахстан. Район экономически освоен, имеет хорошо развитую инфраструктуру (рис. 1).
В настоящее время к промплощадке подведена железнодорожная ветка, имеются автомобильные дороги с твердым покрытием республиканского значения.
Электроснабжение предприятия будет осуществляться по линии, подключенной к ЛЭП-1100 (Экибастуз-Центр), подстанция «Еленовка».
Водоснабжение будет обеспечено из трех источников. Карьерные подземные воды и городские очистные пруды будут использованы для технического водоснабжения. Чаглинский водовод обеспечит предприятие питьевой водой. Строительство необходимых водоводов начато.
Васильковский ГОК обеспечен рабочей силой за счет населения областного центра. На этапе строительства привлечены подрядные организации, выполняющие строительно-монтажные работы под ключ.
На участке месторождения построены административно-бытовой комплекс, лаборатория, механические мастерские и все производственные здания, обеспечивающие проведение добычи. Ведется строительство перерабатывающего комплекса и хвостохранилища.
В период 1980-86 гг. начата опытная отработка запасов месторождения карьером, руды частично перерабатывались на опытной фабрике, а в основном – складировались. В связи со сложной экономической ситуацией в Республике добыча руд была приостановлена, она вновь возобновилась в 1995 г. и продолжалась до конца 2007 года. Извлечение золота из руд проводилось по технологии кучного выщелачивания. Глубина отработки достигла горизонта 175 м (60м от поверхности).
Южная часть района – денудационная водораздельная долина с островными участками низкогорья, характеризующимися крутосклонными, часто скалистыми формами с относительным превышениями до 240 м. Равнина слабо расчленена. Имеет сложную конфигурацию из-за врезания верховьев долин рек и ложбин временных водотоков. К югу от вытянутого в широтном направлении центрального водораздела стекают реки, впадающие в р. Ишим, а к северу – водотоки, впадающие в бессточные озера.
Абсолютные отметки возвышенной части – 400-553 м, области склона – 300-400 м, в пределах месторождения рельеф равнинный, относительные превышения не более 5-10 метров, абсолютная отметка 235 метров.
В районе протекает небольшая речка Чаглинка, длина ее – 234 км, площадь водосбора – 9220 кв.км, средний уклон – 1.30%. Кроме того известно ее притоков, а так же несколько озер и водохранилищ. Водохранилище, созданное у г. Кокчетав, имеет емкость 25 млн.куб.м. Минерализация воды изменяется от 0.6 до 1.3 г/литр. По отдельным показателям вода не соответствует питьевой, однако используется для водоснабжения г. Кокчетав.
Климат резко континентальный засушливый. Средняя годовая температура +2.10С. Самый жаркий месяц – июль со среднесуточной температурой воздуха +19.60С. Самый холодный месяц – январь с температурой -16.20С. Абсолютная минимальная температура -510С, максимальная +420С. Дата наступления средних постоянных температур воздуха ниже и выше нуля – 25 октября и 9 апреля соответственно. Средняя продолжительность безморозного периода – 120 дней. Средняя продолжительность устойчивых морозов – 133 дня. Расчетные температуры: 1) самой холодной пятидневки -350С, зимняя вентиляционная -210С, 3) средняя температура отопительного периода -7.90С, продолжительность – 214 дней.
Глубина промерзания почвы (суглинки и глины): средняя – 184 см, максимальная – 260 см и минимальная – 67 см.
По территории района за год выпадает 314 мм осадков. Они распределяются неравномерно: наибольшее количество осадков выпадает в летние месяцы – июнь-август, наименьшие за декабрь-март. Наибольшая продолжительность непрерывных дождей 22-30 часов летом и 26-40 часов в весенне-осенний период. Средняя продолжительность осадков в году – 754 часа, максимальная – 1108 часов. Наблюдаемый суточный максимум осадков – 55 мм (12.07.1936 г.).
Снежный покров:
- Число дней 150
Дата появления снежного покрова:
- Средняя 23 октября
- Ранняя 20 сентября
- Поздняя 20 ноября
Дата образования устойчивого снежного покрова:
- Средняя 13 ноября
- Ранняя 24 октября
- Поздняя 15 декабря
Дата разрушения устойчивого снежного покрова:
- Средняя 3 апреля
- Ранняя 20 февраля
- Поздняя 28 апреля
Дата схода снежного покрова
- Средняя 16 апреля
- Ранняя 17 марта
- Поздняя 18 мая
Высота снежного покрова по постоянной рейке на открытом поле:
- Максимальная 56 см
- Минимальная 6 см
- Средняя 16 см
Высота снежного покрова по снегосъемкам:
- Максимальная 33 см
- Минимальная 5 см
- Средняя 17 см
Средняя плотность снежного покрова по снегосъемкам на последний день декады – 0.26 г/куб.см, средний запас воды – 47 мм.
Ветровой режим характеризуется преобладанием ветров ЮЗ и З направлений. Среднегодовая скорость – 6 м/с. Наибольшее число дней с сильными ветрами наблюдаются в феврале и марте. Число дней с сильными ветрами – 119, число дней с пыльными бурями – 9.4. Зимой часты метели и бураны. Максимальная скорость ветра – 32 м/с.
Сейсмическая активность района строительства 5 баллов по СНиП РК 2.03-30-2006 г, Лавины, карсты и т.д. отсутствуют. Вероятность значительных землетрясений очень низкая.
Леса – березовые, хвойные и смешанные – выделяются обособленными массивами, занимающими вершины и склоны сопок. Наиболее крупные лесные массивы располагаются на водораздельной равнине в районе Зеренды. В мелкосопочных долинах и в отдельных западинах рельефа встречаются березовые рощи.
Почвообразующими породами являются делювиально-пролювиальные, аллювиальные, элювиальные отложения, представленные в основном суглинками. Ввиду значительного расчленения рельефа, наблюдается значительная комплексность почв: малогумусовые, обыкновенные, местами осолонированные, черноземы, лугово-степные почвы, солоды, солонцы и т.д.
Фауна Зерендинского района типично степная, характеризующаяся определенным своеобразием. Наличие пойменных лесов и степных озер значительно обогащает территорию дендрофильными, водоплавающими и околоводными видами животных. На описываемой территории установлено наличие: рыб - 30 видов, земноводных - 3, пресмыкающихся - 8, птиц - 180, млекопитающих - 55 видов. Фауна беспозвоночных богата и разнообразная.
На территории проектируемых объектов памятники, состоящие на учете в органах охраны памятников Комитета культуры РК, имеющие архитектурно-художественную ценность и представляющие научный интерес в изучении народного зодчества Казахстана, отсутствуют.

13 EMBED CorelDraw.Graphic.12 1415


Рис. 1 Ситуационный план

2 Горная часть
2.1 Горный отвод
Горный отвод выдан Министерством энергетики и минеральных ресурсов Комитета геологии и охраны недр Открытому акционерному обществу «Совместному предприятию «Васильковское золото» на право недропользования для добычи золота на месторождении Васильковское. Горный отвод расположен в Акмолинской области.
Границы горного отвода по глубине и на поверхности определены с учетом границ рудных залежей.
Площадь горного отвода на поверхности составляет 2,65км2, глубина отработки – 660м (гор. -425м).
Границы горного отвода в плане приведены на черт. 505-100001-ор.
Акт на горный отвод см. Приложение Б.

2.2 Существующее положение горных работ

Технический проект строительства Васильковского горно-обогатительного комбината был разработан институтом Средазнипроцветмет» в 1975-1978г.г.
С 1979г. на месторождении производились горные работы, в 1988г.- 1990г. горные работы были законсервированы и возобновлены в 1991г.
В 1992г. в связи с переутверждением запасов был выполнен Рабочий проект рудника открытых горных работ в котором были скорректированы границы открытых работ и общие объемы горных работ, переработаны параметры карьера, технологическая схема производства горно-транспортных работ.
В настоящее время дно карьера находится на отм.167м, отработано порядка 45,0 млн.м3 горной массы.

2.3 Потери и разубоживание

Расчет нормативных величин потерь (П) и разубоживания (Р) для открытого способа разработки произведен в соответствии с «Нормами технологического проектирования горнорудных предприятий цветной металлургии с открытым способом разработки» (ВНТП 35-86) по формулам:
П=Пт+Кm+К
·m x Kh x Knq , %
P=Pт + Кm+К
·m x Kh x Kpq , %
где: Пт и Pт – значения потерь и разубоживания в % принимается по
таблице 7 ВНТП 35-86 Пт = Pт = 5,3 %
Кm, К
·m , Kh, Kng – поправочные коэффициенты, учитывающие, соответственно, изменения мощности рудного тела, объема включений прослоев разубоживающих пород, высоту добычного уступа и отношение потерь к разубоживанию, принимается по таблице 8 ВНТП 35-86.
Кm=1.3 (средняя мощность рудных тел 15-20м)
К
·m = 1,4 (включения прослоев пустых пород и некондиционных руд составляют 30 %)
Kh = 0,9 (высота уступа при отработке руды 7,5м)
Kng = 0,55, Kзg = 1,75 (отношение потерь к разубоживанию принято 0,3)
П=5,3 х 1,3 х 1,4 х 0,9 х 0,55=4,77 %
Р=5,3 х 1,3 х 1,4 х 0,9 х 1,75= 15,19 %
Проектные потери и разубоживание принимаются соответственно П=5% и Р=17% (в т.ч. 2 % на влагу).
В процессе промышленной отработки карьера показатели потерь и разубоживания должны уточняться с привлечением научно-исследовательских организаций.
Расчет товарной руды приведен в таблице 1.



Таблица 1- Расчет товарной руды



















Горизонт
Промышленные запасы
Технологические потери 5 %
Извлекаемые запасы
Товарная руда, разубоживание 17%


руда, тыс.т
сод. золота, г/т
кг
руда, тыс.т
сод. золота, г/т
кг
руда, тыс.т
сод. золота, г/т
кг
руда, тыс.т
сод. золота, г/т
кг

190-205м
3,5
4,86
16,2
0,2
4,86
1
3,3
4,86
15
4,0
3,81
15

175-190м
526,1
1,84
965,4
26,3
1,84
48
499,8
1,84
917
602,2
1,52
917

160-175м
3355
2,44
8172,6
167,8
2,44
409
3187,3
2,44
7763
3840,1
2,02
7763

145-160м
4424,4
2,72
12039,8
221,2
2,72
602
4203,2
2,72
11438
5064,1
2,26
11438

130-145м
4608,4
2,71
12487,1
230,4
2,71
624
4378,0
2,71
11863
5274,7
2,25
11863

115-130м
4931,1
2,68
13201,1
246,6
2,68
661
4684,5
2,68
12540
5644,0
2,22
12540

100-115м
5055,5
2,69
13579,5
252,8
2,69
680
4802,7
2,69
12900
5786,4
2,23
12900

85-100м
4822
2,61
12593,7
241,1
2,61
629
4580,9
2,61
11964
5519,2
2,17
11964

70-85м
4634,2
2,61
12107,4
231,7
2,61
605
4402,5
2,61
11503
5304,2
2,17
11503

55-70м
4833,7
2,73
13198,4
241,7
2,73
660
4592,0
2,73
12539
5532,5
2,27
12539

40-55м
4677,1
2,50
11710,6
233,9
2,50
585
4443,2
2,50
11126
5353,3
2,08
11126

25-40м
4845,6
2,37
11499,2
242,3
2,37
574
4603,3
2,37
10925
5546,2
1,97
10925

10-25м
4832,2
2,36
11395,8
241,6
2,36
570
4590,6
2,36
10826
5530,8
1,96
10826

-5-10м
4559,8
2,34
10682,8
228,0
2,34
533
4331,8
2,34
10149
5219,0
1,94
10149

-20-(-5)м
4378,7
2,48
10880,6
218,9
2,48
543
4159,8
2,48
10338
5011,8
2,06
10338

-35-(-20)м
4430,7
2,59
11458,2
221,5
2,59
574
4209,2
2,59
10884
5071,3
2,15
10884

-50-(-35)м
4628,4
2,65
12278,8
231,4
2,65
613
4397,0
2,65
11666
5297,6
2,20
11666

-65-(-50)м
4616,5
2,62
12107,3
230,8
2,62
605
4385,7
2,62
11503
5283,9
2,18
11503

-80-(-65)м
4374,6
2,52
11016,1
218,7
2,52
551
4155,9
2,52
10465
5007,1
2,09
10465

-95-(-80)м
4458
2,47
11006,8
222,9
2,47
551
4235,1
2,47
10456
5102,5
2,05
10456

-110-(-95)м
4359,3
2,49
10862,9
218,0
2,49
543
4141,3
2,49
10320
4989,6
2,07
10320

-125-(-110)м
4108,4
2,55
10474,0
205,4
2,55
524
3903,0
2,55
9950
4702,4
2,12
9950

-140-(-125)м
3479,6
2,49
8649,9
174,0
2,49
433
3305,6
2,49
8217
3982,7
2,06
8217

-155-(-140)м
3044,2
2,31
7019,0
152,2
2,31
352
2892,0
2,31
6667
3484,3
1,91
6667

-170-(-155)м
2515
2,23
5600,9
125,8
2,23
280
2389,3
2,23
5320
2878,6
1,85
5320

-185-(-170)м
2473
2,34
5796,2
123,7
2,34
289
2349,4
2,34
5507
2830,5
1,95
5507

-200-(185)м
2079,3
2,35
4891,5
104,0
2,35
244
1975,3
2,35
4647
2379,9
1,95
4647

-215-(-200)м
1805,6
2,24
4037,1
90,3
2,24
202
1715,3
2,24
3835
2066,7
1,86
3835

ВСЕГО
106859,9
2,52
269728,9
5343,0
2,52
13486
101516,9
2,52
256243
122309,5
2,10
256243



2.4 Границы карьера

Данным рабочим проектом, в соответствии с утвержденными для открытых горных работ запасами, предусматривается отработка карьером до глубины 450 м (отметка дна -215 м). Отработка запасов за контуром карьера, утвержденных для подземной добычи, предусматривается по отдельному проекту.
Основные параметры карьера приведены в таблице 2.

Таблица 2 - Основные параметры карьера

Показатели
Ед.измерения
Количество

Площадь на поверхности
тыс.м2
1 300.0

Ширина карьера (с запада на восток)
м
1210.0

Длина карьера (с севера на юг)
м
1290.0

Глубина карьера
м
450.0



Объемы горной массы, товарной руды и вскрыши по горизонтам карьера приведены в таблице 3.



Таблица 3 - Объемы горной массы, товарной руды и вскрыши по горизонтам.

Горизонт
Объем горной массы, тыс. м3
Товарная руда
Вскрыша, тыс. м3



руда, тыс.т
сод. золота, г/т
кг


220-пов.
1700
-
-
-
1700,0

205-220м
2900
-
-
-
2900,0

190-205м
4250
4,0
3,81
15
4248,5

175-190м
7240
602,2
1,52
917
7015,3

160-175м
12150
3840,1
2,02
7763
10717,1

145-160м
12000
5064,1
2,26
11438
10110,4

130-145м
10850
5274,7
2,25
11863
8881,8

115-130м
10290
5644,0
2,22
12540
8184,0

100-115м
9230
5786,4
2,23
12900
7070,9

85-100м
8870
5519,2
2,17
11964
6810,6

70-85м
8090
5304,2
2,17
11503
6110,8

55-70м
7750
5532,5
2,27
12539
5685,6

40-55м
7030
5353,3
2,08
11126
5032,5

25-40м
6720
5546,2
1,97
10925
4650,5

10-25м
6030
5530,8
1,96
10826
3966,3

-5-10м
5730
5219,0
1,94
10149
3782,6

-20-(-5)м
5130
5011,8
2,06
10338
3259,9

-35-(-20)м
4900
5071,3
2,15
10884
3007,7

-50-(-35)м
4350
5297,6
2,20
11666
2373,3

-65-(-50)м
4130
5283,9
2,18
11503
2158,4

-80-(-65)м
3620
5007,1
2,09
10465
1751,7

-95-(-80)м
3420
5102,5
2,05
10456
1516,1

-110-(-95)м
2940
4989,6
2,07
10320
1078,2

-125-(-110)м
2740
4702,4
2,12
9950
985,4

-140-(-125)м
2310
3982,7
2,06
8217
823,9

-155-(-140)м
2130
3484,3
1,91
6667
829,9

-170-(-155)м
1690
2878,6
1,85
5320
615,9

-185-(-170)м
1540
2830,5
1,95
5507
483,8

-200-(185)м
1210
2379,9
1,95
4647
322,0

-215-(-200)м
1060
2066,7
1,86
3835
288,9

ВСЕГО
162000
122309,5
2,10
256243
116362,1



2.5 Обоснование выемочной единицы

В соответствии с пунктом 18 «Единых правил охраны недр (ЕПОН) при разработке месторождений полезных ископаемых в Республике Казахстан», 1999г. под выемочной единицей принимается наименьший экономически и технологически оптимальный участок месторождения с достоверным подсчетом исходных запасов руды, отработка которого осуществляется единой системой разработки и технологической схемой выемки, по которому может быть осуществлен наиболее точный отдельный учет добычи рудной массы по количеству и содержанию в ней металла (полезного компонента).
Параметры выемочной единицы выбраны из условия выполнения требований ЕПОН предусматривающих:
относительную однородность геологических условий;
возможность отработки запасов единой системой разработки;
достаточную достоверность определения запасов;
возможность первичного учета извлечения полезных ископаемых;
разработку проекта для каждой выемочной единицы.
Исходя, из принятой системы отработки и схемы подготовки выемочной единицей данным проектом принимается горизонт (уступ).
Длина и ширина выемочной единицы определяется конечным контуром карьера на данном уступе, высота выемочной единицы равна высоте уступа и составляет 15м.
До начала добычи запасов на каждую выемочную единицу необходимо разрабатывать локальный проект на её отработку.
В проекте на выемочную единицу должны быть рассчитаны показатели извлечения полезного ископаемого из недр, изменение качества полезного ископаемого при добыче (потери и разубоживание) с разбивкой их на первичные (в недрах) и технологические (отбитая руда), а также методы определения и учета показателей извлечения полезных ископаемых, обеспечивающие необходимую полноту, достоверность и оперативность установления фактических показателей извлечения.
В процессе отработки каждой выемочной единицы необходимо вести полную горно-графическую документацию (составление геологических и маркшейдерских планов и разрезов) для учета движения запасов.
В соответствии с ВНТП 35-86, обеспеченность карьера запасами руды по степени готовности к добыче должна соответствовать нормативам, приведенным в таблице 4:

Таблица 4 – Нормативы обеспеченности карьера запасами руды по степени готовности к добыче

Период эксплуатации карьера
Обеспеченность запасами, мес.


вскрытыми
подготовленными
готовыми к выемке

Ввод в эксплуатацию
12.0-6.0
6.0-4.0
1.5-0.5

Работа с проектной мощностью
7.0-4.5
3.0-2.0
1.5-1.0

Затухание горных работ
4.5-3.5
3.5-1.5
1.0-0.5



2.6 Режим работы и производительность

В соответствии с «Нормами технологического проектирования горнорудных предприятий цветной металлургии с открытым способом разработки» (ВНТП 35-86) и горнотехническими условиями, годовую производственную мощность рудника по горным возможностям определяем исходя из величины годового понижения уровня выемки на месторождении по формуле:
Аг = 13 EMBED Equation.3 1415, м3

где: hг – среднегодовое понижение добычных работ, м, hг = 15м
S – средняя площадь рудного тела, м2,

·о=(1-П) – коэффициент извлечения руды в долях единицы,

·о = (1-0,05)= 0,95
rо = (1-Р) – коэффициент разубоживания руды в долях единицы,
rо = (1-0.17)=0,83
13 EMBED Equation.3 1415
или 8588915т

В соответствии с Заданием на проектирование (Приложение 1) принимаем годовую производительность рудника 8000тыс.т.
Для достижения принятой производительности по руде, максимальная производительность карьера по горной массе принимается 13 000 тыс.м3/год.
В соответствии с Заданием на проектирование (Приложение А) на руднике принят круглогодичный режим работы:

- число рабочих дней в году – 365дн
- число рабочих смен в сутки – 2 см
- продолжительность смены – 12 часов.
Срок существования рудника в зависимости от обеспеченности запасами определяется по формуле:
Тр = 13 EMBED Equation.3 1415, год
где: Q – эксплутационные запасы руды, тыс.т

Q =122309.6 тыс.т
А – производственная мощность рудника, тыс.т/год
А =8000.0 тыс.т/год

Тр =122309.6/8000=15.28год

С учетом сроков на строительство и времени на затухание срок существования рудника составит 17лет.

2.7. Выбор способа разработки месторождения

Учитывая особенности залегания рудных тел, морфологию и горно-геологические условия, близость рудных тел к поверхности, большую их мощность, персперспективы повышения производительности труда и существующее положение горных работ, для разработки Васильковского месторождения принят открытый способ.

Вскрытие месторождения

В настоящее время месторождения вскрыто наклонными траншеями. При данном способе вскрытия с вышележащего горизонта проводят въездную траншею до отметки нижележащего уступа, затем проводят горизонтальную разрезную траншею, подготавливающую горизонт к очистной выемке. По мере развития горных работ на вышележащих горизонтах проходят въездную траншею на нижние горизонты, при этом проходимая траншея служит продолжением лежащей выше при наличии между частями траншеи горизонтальной площадки.

2.9 Выбор системы разработки и основного
технологического оборудования

2.9.1 Выбор системы разработки

Выбор системы разработки и комплекта основного горного и транспортного оборудования в значительной степени влияет на уровень технико-экономических показателей, достигаемых в карьере.
В современных условиях развитие комплексной механизации вскрышных, добычных и вспомогательных работ на карьерах идет по линии внедрения поточных технологических процессов и применения высокопроизводительного оборудования.
Ведение вскрышных и добычных работ возможно по технологическим схемам с непрерывной выемкой и непрерывным транспортом, с цикличной выемкой и цикличным транспортом, с комбинацией цикличных и непрерывных средств выемки и транспорта.
Цикличная выемка и непрерывный транспорт – характерная черта перспективных схем циклично-поточной технологии, отличающихся применением в составе транспортного звена конвейеров. Для подготовки горной массы к транспортированию конвейерами используются дробильные установки.
В качестве альтернативных для отработки Васильковского месторождения были рассмотрены следующие системы разработки:
- бестранспортная;
- транспортная.
Бестранспортная система применяется при возможности перемещать вскрышные породы во внутренние отвалы непосредственно экскаваторами. При разработке Васильковского месторождения такой возможности не будет, так как не образуется свободных площадей под внутренние отвалы. Следовательно, потребуется перемещать породы вскрыши во внешние отвалы. По степени применения наиболее широкое распространение имеет транспортная система разработки, которая используется на месторождениях, практически с любым залеганием полезного ископаемого при мягких и крепких породах, в различных климатических условиях. Для отработки принимается транспортная система разработки с вывозом пород вскрыши во внешние отвалы.
Доставка пород вскрыши во внешние отвалы, а также руды на перегрузочные площадки или непосредственно на обогатительную фабрику, возможна различными видами транспорта: автомобильным, железнодорожным, конвейерным, комбинированным.
Основным достоинством применения автомобильного транспорта при отработке карьера является его большая оперативность, отсутствие в карьере и на отвалах перегрузочных пунктов.
Большая производительность карьера по горной массе, значительные размеры карьера в плане, позволяющие вписать большие радиусы кривых, довольно спокойный рельеф поверхности дают возможность применения в карьере, на верхних горизонтах, железнодорожного транспорта.
В связи с тем, что железнодорожный транспорт предполагает устройство транспортных путей с относительно малыми уклонами значительно возрастает объем вскрышных работ при отработке карьера. Также требуется устройство передвижных железнодорожных путей, перегрузочных площадок и станций.
Железнодорожный транспорт неприменим до дна проектируемого карьера из-за невозможности вписать круговые кривые железнодорожных путей ниже горизонта +175м.
При применении только конвейерного транспорта потребуется сложная схема транспортирования пород, состоящая из нескольких видов конвейеров (забойных, передвижных, магистральных, подъемных). Для транспортирования горной массы конвейером, необходимо предварительное дробление, что повлечет большие затраты на дробление вскрышных пород. Передвижные дробилки имеют производительность 1,0-1,5 тыс.т/час. Для требуемой производительности карьера по горной массе потребуется 4-6 передвижных дробилок и не меньшее количество экскаваторов.
От каждой дробилки горная масса транспортируется забойным конвейером на передвижной конвейер, затем по передвижному на стационарный подъемный конвейер.
Рыхление пород предусматривается буровзрывным способом. При ведении БВР потребуется частая передвижка экскаваторов, дробилок и конвейеров, что значительно осложняет горные работы в карьере и уменьшает производительность.
Применение одного вида транспорта в карьере будет нерационально с точки зрения развития требуемой производительности, необходимой гибкости и оперативности, что предопределяет применение комбинированного вида транспорта.
Применение железнодорожного транспорта в сочетании с автомобильным не исключает увеличение вскрышных работ, устройства передвижных рельсовых путей и станций перегрузки, а в сочетании с конвейерным – не обеспечивает достаточной оперативности горных работ и применяется очень редко.
Перспективным является переход от цикличных схем горного производства к циклично-поточной технологии при разработке скальных пород и руд.
В структуре схем ЦПТ конвейерный транспорт, как обязательный элемент, является непрерывным процессом горного производства. Звеном цикличного действия остается процесс погрузки горной массы, осуществляемый одноковшовыми экскаваторами.
Цикличным также является автомобильный транспорт.
Применение автомобильного транспорта придает схеме ЦПТ значительную гибкость, что важно при планировании добычи руды определенного качества и оптимального соотношения добываемой руды и вскрышных пород. Комбинация автомобильного и конвейерного транспорта является в настоящее время преобладающей в мировой практике при открытой разработке полезных ископаемых. ЦПТ позволяет существенно сократить дальность транспортирования горной массы благодаря применению ленточных конвейеров с углами наклона 14-16°.
Применение ЦПТ в условиях постоянного увеличения глубины горных работ позволяет достичь высокой концентрации производства, улучшить показатели использования горнотранспортного оборудования, обеспечить высокую степень автоматизации технологических процессов и повысить эффективность работы предприятия в целом.
Одним из недостатков применяемых схем ЦПТ является устройство дробильно-перегрузочных пунктов (ДПП), использование которых не соответствует динамике развития горных работ.
При подготовке для размещения ДПП в карьере требуется выполнить значительные дополнительные объемы вскрышных работ. При формировании площадки под ДПП с предварительным разносом постоянного борта карьера объемы выемки вскрышных пород будут значительно выше, чем при применении только автотранспорта.
При понижении горных работ возникают значительные дополнительные затраты, связанные с ликвидацией ранее эксплуатировавшегося ДПП.
На основании вышеизложенного для отработки Васильковского карьера были рассмотрены три варианта транспортировки руды:
Доставка руды до ЗИФ автосамосвалами;
Доставка руды автосамосвалами до перегрузочной площадки на отм.205м и далее конвейерами до ЗИФ;
Доставка руды до перегрузочной площадки на отм. 25м и далее конвейерами до ЗИФ;
Первый вариант доставки предусматривает только автомобильный транспорт, во втором и третьем варианте применяется комбинированная доставка руды автотранспортом и конвейерным транспортом. Вариант 2 предусматривает установку стационарного дробильно-перегрузочного пункта (ДПП) на отм.205м, в варианте 3 предусматривается устройство дробильно-перегрузочных пунктов в карьере последовательно на отметках 205м, 25м и наращивание конвейеров по мере углубления карьера.
Показатели по вариантам отработки приведены в таблице 5:

Таблица 5 - Показатели по вариантам отработки карьера

Показатели
Ед.изм.
Количество



Вар. 1
Вар. 2
Вар. 3

Объем горной массы
тыс.м3
162000
162000
173900

Балансовая руда
тыс.т
106860
106860
106860

Золото
г/т
2.52
2.52
2.52


кг
269729
269729
269729

Товарная руда
тыс.т
122309.6
122309.6
122309.6

Золото
г/т
2.1
2.1
2.1


кг
256243
256243
256243

Вскрыша
тыс.м3
116362.1
116362.1
128262

Коэф. вскрыши
м3/т
0.95
0.95
1.05


Сводные таблицы основных технико-экономических показателей по вариантам приведены в таблице 6. Сравнение себестоимости добычи 1 т руды по вариантам приведены на рис. 2. Сравнение себестоимости добычи 1 м. куб. горной массы приведен на рисунке 3.
Расчет эксплутационных затрат, капитальные затраты и календарные планы работ по вариантам приведены в приложении В.
По результатам технико-экономических расчетов для отработки Васильковского карьера окончательно принимается транспортная система разработки с применением циклично-поточной технологии с установкой дробилок на отм.205м.
Рыхление пород производится с применением БВР.
Погрузка взорванной горной массы в автосамосвалы одноковшовыми экскаваторами и ковшовыми погрузчиками.
Доставка вскрышных пород до отвала и руды до дробильных установок – автосамосвалами.
Транспортирование дробленной руды от дробильных установок на поверхность и далее на золотоизвлекательную фабрику выполняется конвейерным транспортом.
2.9.2 Выбор типа основного технологического оборудования

Учитывая объемы перевозимой горной массы и имеющееся на ГОКе оборудование, в качестве транспортных средств приняты большегрузные автосамосвалы грузоподъемностью 90-100т типа Сat 777D и F.
Грузоподъемность большегрузного самосвала должна соответствовать производительности ковшового экскаватора. Установлено, что наиболее оптимальным является соотношение, когда вместимость кузова автосамосвала соответствует емкости 3-5 ковшам экскаватора.
Соответственно, для самосвала Саt 777D и F выбран одноковшовый экскаватор с емкостью ковша 11м3 типа PC 1600, PC 1800. Возможно применение экскаваторов типа прямой и обратной лопаты. Обратная лопата может применяться в рудной зоне, где работы ведутся подуступами, на вскрышных уступах рекомендуется применение прямой лопаты.
В качестве вспомогательного средства погрузки горной массы на время ремонта или выхода из строя экскаватора, а также для оперативной зачистки забоев и погрузки горной массы при образовании площадок под дробилки принимается ковшевой погрузчик с объемом ковша 11 м3.
Рыхление пород предусматривается буровзрывным способом. Исходной величиной для выбора буровых установок является твердость буримого материала. Твердость пород месторождения колеблется в пределах 100-160 МПа.
Для бурения технологических скважин приняты бурильные установки PV-275, обладающие большой производительностью и надежностью при бурении пород высокой твердости.
Для бурения скважин малого диаметра при заоткоске уступов на конечном контуре карьера принят бурильный станок ROC L8.
Возможно применение аналогичного оборудования других фирм-производителей.

2.9.3 Параметры системы разработки и показатели по карьеру

При отработке карьера приняты следующие параметры системы разработки:
- высота уступа – 15 м, сдвоенного при погашении на конечном контуре – 30м, в рудной зоне отработка ведется подуступами по 7,5м;
- углы рабочих уступов приняты 65ч70°;
- углы откосов уступов на конечном контуре от поверхности до отм.220 м - 40°; от отм.220м до отм.205м - 50°; от отм.205м до отм.175м - 55°; от отм.175м до отм.115м - 60°; от отм.115м до отм.-5м - 65°; от отм.-5м до отм.-215м - 70°;
- ширина предохранительных берм – 10м;
- ширина автотранспортных берм – 25м;
- ширина конвейерных берм – 25м;
- продольный уклон автотранспортных берм – 10%;
- продольный уклон конвейерных берм –13.2 %;
- углы откосов бортов карьера составляют 42-45 град.
Оценка устойчивости проектируемых откосов бортов карьера выполнена специалистами КарГТУ .

2.9.4 Технология ведения работ

Настоящим проектом предусматривается отработка карьера, транспортной системой разработки, цикличной и циклично-поточной технологической схемой работ.
Рыхление пород производится буровзрывным способом.
Погрузка взорванной горной массы осуществляется экскаваторами и колесными погрузчиками. Транспортирование пород вскрыши и забалансовой руды во внешние отвалы выполняется автосамосвалами. Для сокращения расстояния откатки до отвалов, их размещение предусмотрено вблизи конечного контура карьера.
Погрузка взорванной горной массы в автосамосвалы выполняется экскаваторами и колесными погрузчиками.
Доставка руды до дробильных установок, находящихся в контуре карьера, осуществляется автосамосвалами.
Транспортирование дробленной руды из карьера на поверхность и далее на золотоизвлекательную фабрику – конвейерным транспортом.
В соответствии с принятой схемой работ, установка дробилок в карьере предусматривается на отм.205м.
Разгрузка самосвалов в бункер дробилки производится с разгрузочной площадки на отм.219,5м.
Рабочим проектом, для возможности усреднения содержания и бесперебойной подачи руды на ЗИФ, предусматривается рудный склад на отм.205м вблизи перегрузочной площадки (чертеж 505-100047-ор).

2.9.5 Вскрышные работы и отвалообразование

Вскрышные работы заключаются в снятии слоя вскрышных пород и перемещении его за пределы проектируемого контура карьера в отвал, имеющие целью подготовку полезного ископаемого для добычи.
Рыхлые породы отгружаются без буровзрывных работ, далее работы ведутся с применением БВР.

Приложенные файлы

  • doc 125041
    Размер файла: 971 kB Загрузок: 0

Добавить комментарий