Применение циклично-поточных технологий скальной вскрыши

результаты расчётов, кН

W_гр

W_п

П2

143,5

0

35,60

4,90

М1

345,0

16

420,10

-25,93

М2

501,5

12

405,90

-26,0

М3

580

12

541,30

-17,2

Расчёт конвейера ПК произведён отдельно ниже, так как у данного конвейера используется резинотканевая лента

5. Тяговое усилие на приводе

 (4.8)

k_б - коэффициент суммарно сосредоточенных сопротивлений конвейера.

Конвейер П2: кН

Конвейер М1: кН

Конвейер М2: кН

Конвейер М3: кН

6.Расчёт конвейера П2

Натяжение точек

Для определения натяжений в ленте используется метод обхода расчётной схемы конвейера по контуру.

За начальную точку (точку 1 на рис.4.1) при обходе по контуру принимаем точку сбегания ленты с приводного барабана (приводных барабанов, если их больше одного). Определим предварительное натяжение ленты в точке сбегания с приводного барабана S_сб=S₁.

В точке 1 лента сбегает с приводного барабана; в точках 2-3 -- огибает натяжной барабан; в точках 4-5 -- отклоняющий барабан; в точках 6-7 -- поворотный (хвостовой) барабан; в точках 8, 9, 10 происходит разгрузка горной массы на разгрузочных пунктах с дробильных установок (соответственно с Д3, Д2, Д1); в точке 11 происходит набегание ленты на головной барабан, а в точке 12 -- сбегание; в точке 13 -- набегание на приводной барабан.

Расчётная схема конвейера П2. рис.4.1

Рассчитаем натяжения ленты конвейера П2 методом суммирования сопротивления. Результаты расчётов сводим в нижеприведённую таблицу, в которой в графе 1 приведены буквенные выражения для натяжения ленты в точках 1-13 контура, в графе 2 -- расчёты и в графе 3 -- числовые значения натяжений (кН).

Лента не должна буксовать по приводным барабанам в период пуска загруженного конвейера (наиболее тяжёлый режим работы)

(4.9)

кН, где k_T =1,2 -- коэффициент запаса сил трения на приводных барабанах.

Тяговый фактор приводного барабана e^fб=4,33 при угле обхвата б=240⁰ и коэффициенте трения f=0,35. Приводной барабан с шевронной резиновой футеровкой, окружающая атмосфера влажная (табл.12 с.98 [1] ).

Сила натяжения ленты в точках 1-13 (кН) табл.4.4

1	2	3
Sсб= S1=S2	S1	21,16
S3=S4=Kв*S2	S3=1,04* 22,01	22,01
	S5=1,03*22,01	22,65
S6=S5+Wп	S6=22,65+4,9	27,55
S7=Kв*S6	S7=1,04*27,55	28,65
S10= S7+3РД	S10=28,65+3*1,05	29,69
S11=S10+Wгр	S11=29,69+35,6	65,29
	S12=1,04*65,29	67,91
S12=S13= Sнб	S13=1,16* S1+45,61	67,91

, где:

а) К_в=1,04 -- коэффициент возрастания натяжения ленты при угле обхвата на неприводных барабанах равном 180⁰;

б)=1,03 -- коэффициент возрастания натяжения ленты при угле обхвата на неприводных барабанах до 90⁰;

в) W_п= 4,6 кН -- сопротивление движению на порожней ветви конвейера;

г)кН, где P_Д=1,05 кН -- сила сопротивления на погрузочном пункте одного дробильного узла, при начальной скорости груза, поступающего на ленту v₀ = 0; q -- линейная сила тяжести груза при максимальном расчётном грузопотоке (три дробилки в работе) q = 3114,9 Н/м, v=3,15 м/с -- скорость ленты, g=9,81-- ускорение свободного падения, м/с²; [2]

д) S₈ = S₇+ P_Д -- сила натяжения ленты на разгрузочном пункте ДПУ№3 (дробильно-перегрузочная установка), S₉ = S₈ + P_Д и S₁₀ = S₉ + P_Д -- сила натяжения ленты на разгрузочных пунктах ДПУ№2 и ДПУ№1 соответственно, отсюда S₁₀ = S₇+ 3P_Д;

е) W_гр = 35,6 кН -- сопротивление движению на грузовой ветви конвейера;

Максимальное натяжение кН.

В точке сбегания с хвостового барабана лента имеет наименьшее натяжение на загруженной грузовой ветви. Стрела провисания ленты между роликоопорами в этой точке не должна превышать нормативного значения.

(4.10)

кН

Так как S₇=28,65 кН > 21,94 кН условие выполняется, следовательно перерасчёт натяжений не требуется.

Тяговая сила и мощность двигателя конвейера П2

(4.11)

кН

Мощность на валу двигателей, считая КПД барабана и редуктора , v = 3,15 м/с -- скорость движения ленты, k_р = 1,2 -- коэффициент запаса мощности

(4.12)

кВт

Выбор двигателя производится по каталогу. Общая номинальная мощность двигателя должна чуть превышать расчётную.

На участке ЦПТ скальной вскрыши на конвейере П2 применяется двигатель мощностью 280 кВт.

Прочностные размеры ленты

Разрывная прочность ленты

(4.13)

Н/мм,

К=8 -- коэффициент запаса прочности, В -- ширина ленты, мм.

Данная продольная прочность ленты обеспечивается резинотросовой лентой РТЛ-1500, у которой разрывная прочность 1500Н/мм.

Резинотросовую ленту принимаем на данном конвейере в связи с большими динамическими нагрузками и опасностью повреждения материалом при перегрузки с дробильных узлов.

Усилие на натяжном устройстве

Усилие на натяжном устройстве равно сумме натяжений ленты в точках её набегания и сбегания с натяжного барабана:

кН (4.14)

7. Расчёт конвейеров М1, М2, М3

Натяжение точек

Так как последовательно расположенные на уклоне конвейера идентичные и немного отличаются углом наклона и длинной, то возможно произвести расчет М1, М2, М3 по одной схеме.

Тяговый фактор приводного барабана e^fб=13,01 при угле обхвата б=420⁰ и коэффициенте трения f=0,35 (два приводных барабана с шевронной резиновой футеровкой, окружающая атмосфера влажная).

Расчётная схема М1, М2, М3.



Сила натяжения ленты в точках 1-9 (кН) табл.4.5

1	2	3
S1= S2=Sсб	М1	S1=(1,2*541,55)/(13,01-1)	54,11
	М2	S1=(1,2*550,86)/(13,01-1)	55,04
	М3	S1=(1,2*759,95)/(13,01-1)	75,93
S3=S4=Kв*S2	М1	S3=1,04* 54,11	56,28
	М2	S3=1,04* 55,04	57,24
	М3	S3=1,04*75,93	78,97
	М1	S5=1,03*56,28	57,97
	М2	S5=1,03*57,24	58,96
	М3	S5=1,03*78,97	81,34
S6=S5-Wп	М1	S6= 57,97-25,93	32,04
	М2	S6=58,96-26,0	32,96
	М3	S6=81,34-17,20	64,14
S7=Kв*S6	М1	S7=1,04*32,04	33,32
	М2	S7=1,04*32,96	34,28
	М3	S7=1,04*64,14	66,71
S8= РП *S7	М1	S8=1,3*33,32	43,32
	М2	S8=1,3*34,28	44,56
	М3	S8=1,3*66,71	86,72
S9=S8+Wгр S9=Sнб	М1	S9= 43,32+420,10	463,42
	М2	S9=44,56+405,90	450,46
	М3	S9=86,72+541,30	628,02

, где:

а) Р_П =1,3 -- коэффициент сопротивления трения груза при разгрузке на «подушку» из горной массы, которая располагается на отбойном пороге в перегрузочном узле с одного конвейера на другой;

Условие нормативного провисания ленты по формуле (4.9) .

кН

М1: S₇=33,32 кН > 21,94 кН

М2: S₇=34,28 кН > 21,94 кН

М3: S₇=66,71 кН > 21,94 кН

Условие выполняется - пересчёта не требуется.

Тяговая сила и мощность двигателей конвейеров М1, М2, М3

Используем формулы (4.11) и (4.12)

табл.4.6

конвейер	Тяговая сила, кН	Мощность двигателя, кВт
	Расчёты и результат	Расчёты и результат
М1
М2
М3

На конвейерах М1 и М2 возможно применить два двигателя мощностью по 900 кВт и три двигателя на 900 кВт на привод конвейера М3.

Прочностные размеры ленты

Разрывная прочность ленты М1, М2 и М3 по формуле (4.13):

М1: Н/мм

М2: Н/мм

Данная продольная прочность ленты обеспечивается резинотросовой лентой РТЛ-3150.

М3:

Данная продольная прочность ленты обеспечивается резинотросовой лентой РТЛ-4000.

Определение усилия на натяжном устройстве

По формуле (4.14)

М1: кН

М2: кН

М3: кН

8. Расчёт конвейера ПК

Конвейер ПК (поворотный конвейер), служащий для штабелирования горной массы на склад на гор.+450, существенно отличается от магистральных.

L = 40,6 м -- максимальная длина конвейера, H=4,15м -- высота подъёма конвейера.

Ширина ленты B=1400мм.

Ориентировочно выбираем конвейер 140100-120 с лентой ЛХ-120 с тремя прокладками. Произведём проверочный расчёт параметров.

Линейные массы

q=3114,9 Н/м

Н/м

i_П=3 - число прокладок; - толщина прокладки, верхней и нижней обкладки соответственно.

Распределённые сопротивления

По формуле (4.6) и (4.7)

Н = 23,17кН

Н=0,15кН

Тяговое усилие

Конвейер ПК: кН

Натяжение в характерных точках

Приводной барабан с гладкой поверхностью, окружающая атмосфера влажная при угле обхвата б=180⁰ e^fб=2,57.

Расчётная схема конвейера ПК.

Натяжение в кН по формуле (4.9) табл.4.7

1	2	3
S1=Sсб		17,83
S2=S1* РП	S3=1,3* 17,83	23,17
S3=S2+Wгр	S3=23,17+23,17	46,34
S4=S3* Kв	S4=1,04*46,34	48,20
Sнб= S5=S4+ Wп	S5=48,20+0,15	48,35

Условие нормативного провисания ленты по формуле (4.10).

кН

По условию S_грmin< S₁, а по расчётам S_грmin=20,56 > S₁=17,83, условие не выполняется, а поэтому необходимо пересчитать натяжения, приняв за начальную точку -- точку с наименьшим натяжением на гружённой ветви. Но это как раз точка S₁.

Если сократить шаг роликоопор на гружённой ветви до 1м, то

Условие выполняется.

Количество прокладок прокладок.

Тяговая сила и мощность двигателя конвейера ПК

Величина тяговой силы (4.11) и (4.12)

кН

кВт

Выбор двигателя производится по каталогу. Общая номинальная мощность двигателя должна чуть превышать расчётную.

На участке ЦПТ скальной вскрыши на конвейере ПК применяется двигатель мощностью 132 кВт.

Определение усилия на натяжном устройстве

Усилие на натяжном устройстве равно сумме натяжений ленты в точках её набегания и сбегания с натяжного барабана:

кН

Таким образом, основные параметры конвейера удовлетворяют заданным условиям его эксплуатации.

6.2 Цикличное звено ЦПТ скальной вскрыши

6.2.1 Тяговый расчет и пропускная способность транспортной системы

Техническая характеристика автосамосвала БЕЛАЗ - 75131.

Табл.4.8

Колесная формула	4х2
Грузоподъемность	130 т
Собственная масса	105 т
Максимальная скорость движения	42 км/ч
Геометрическая вместимость кузова	71 м3
Полная мощность	1390,3 КВт
Тип трансмиссии	Электромеханическая
Габариты: Длина Ширина Высота	11,50 м 7,45 м 5,72 м

Определение силы тяги.

кН,

где N_дв=1390,3 кВт - мощность дизельного двигателя;

V =10,3 км/ч - скорость движения груженого автосамосвала на подъем;

_ом =0,95 - коэффициент отбора мощности, учитывающий расход мощности на вспомогательные нужды, для питания бортовых систем (вентилятора, обогрева, нейтрализатора выхлопных газов и др.);

_т=0,75 - КПД электромеханической трансмиссии;

_к =0,9 - КПД колеса.

Проверка касательной силы тяги на условие отсутствия пробуксовки

Касательная сила тяги не должна превышать силу тяги, определенную из условия сцепления колеса с дорогой:

кН,

где Р_сц =(q+qас)g =(136+105)9,81=2364 кН - сцепной вес автосамосвала с колесной формулой 42;

где q=136 т -- масса груза (на КГОКе БелАЗ-75131 оттарирован, специалистами участка КИПиА на 136 т)

q_ас=90 т -- собственная масса а/с.

=0,15 - коэффициент сцепления колес с дорогой при гололеде.

F_K<F_сц

311,6 кН < 354,6 кН => условие отсутствия пробуксовки выполняется.

Расчет тормозного пути а/с.

В реальных условиях эксплуатации величена тормозного пути правилами безопасности не регламентируется. Однако тормозной путь автосамосвала при различных дорожных условиях необходимо знать, во-первых, для обеспечения безопасности движения транспортных средств в карьере, регламентации скоростей движения на спусках и, во-вторых, для расчета пропускной способности автодорог, которая в свою очередь завичит от минимально допустимого расстояния между автосамосвалами.

В проектных и эксплуатационных расчетах для определения тормозного пути пользуются известной формулой:

м

где V - скорость движения автомобиля, км/ч;

- коэффициент инерции вращающихся масс автомобиля, =0,15;

м - груженый ход

м - порожний ход

К величине тормозного пути, определенного по формуле необходимо добавить путь, проходимый автомобилем за время реакции водителя и приведения тормозов в действие :

,

Величина =0,40,7 с принятым стандартом. Величину тормозного пути определяют, естественно, для максимального уклона на трассе.

.- порожний ход

.- груженый ход

Весь тормозной путь автомобиля на рабочем уклоне будет:

- гружений ход

- порожний ход

Пропускная способность полосы дороги.

Оптимально спроектированная и хорошо функционирующая транспортная система карьера позволяет получать на выходе к приемным пунктам грузопотоки с заданными параметрами с уровнем вероятности, близким к единице.

Пропускная и провозная способность транспортной системы определяется для наиболее напряженного участка трассы, где концентрируются грузопотоки (ограничивающего перегона). Таким участком обычно является въездная траншея.

Пропускная способность при одностороннем движении машин

, автосамосвалов/ч,

где 8км/ч - скорость движения на напряженном участке откаточного пути;

- коэффициент неравномерности движения;

11,25=28 м - безопасный интервал между автосамосвалами.

- длина автосамосвала БелАЗ-75131, =11,5 м.

Провозная способность транспортной системы

т/ч,

где =220 - пропускная способность участка дороги, шт./ч;

- коэффициент резерва пропускной способности;

- коэффициент использования грузоподъемности.

Проверяем М на соответствие условию

,

- максимальный расчетный суточный грузопоток на данном участке трассы, т; ,т/сут

где А_г.м. =18 млн. т/год- годовая производительность участка карьера;

где - число рабочих дней в году, =365 дней;

- коэффициент неравномерности движения автосамосвалов,.

- количество часов работы карьера в сутки, =24 ч.

т/ч

где - часовой грузопоток, т/ч;

16242,3 т/ч 2054 т/ч - условие выполняется.

Следовательно существующий тип автосамосвалов оптимально подходят для данной транспортной схемы.

4.3 Классификация и нормы устройства карьерных дорог

В соответствии с нормами технологического проектирования и СНиП 2.05.07.91 карьерные автодороги подразделяются:

Табл.4.9

ВИД	ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЕ	СЛУЖЕБНЫЕ
По месту расположения	Главные выездные траншеи, подъезды к цехам обогащения и складам, карьерным и отвальным погрузочным и разгрузочным фронтам.	Прочие дороги, располагаемые на уступах карьеров и отвалов.	Обеспечивающие проезд специализированных транспортных средств от карьера до гаража, доставку в карьер взрывчатых грузов, сменного оборудования и рабочих.
По сроку службы	Постоянные (более 1 года)	Временные (до 1 года)
По грузонапряженности	I-к	II-к	III-к	III-к	IV-к
	Более 25 млн.т/год брутто	8-25 млн.т/год брутто	Менее 8 млн.т/год брутто

Постоянные технологические дороги, располагаемые в каpьеpах и на отвалах со сроком службы до 3-х лет и объемом перевозок свыше 15-25 млн. тонн брутто/год, следует проектировать по нормам дорог категории II-к, менее 15-25 млн. тонн брутто/год - по нормам дорог категории III-к.

Временные технологические дороги в карьере и на отвалах проектируются по нормам дорог категории III-к независимо от объема перевозок (п.5.6 СНиП 2.05.07-91).

Срок действия забойных автодорог от отдельных экскаваторов не превышает одного года, поэтому в пределах рабочих площадок, предназначенных для выемки горной массы, все автодороги и скользящие съезды относятся к категории III-к. Участки постоянных автодорог (рудовозная дорога по южному борту каpьеpа, по северному и западному бортам каpьеpа) внутри каpьеpа относятся к категории II-к.

Построенные вслед за экскаваторами дороги в дальнейшем переходят частично в категорию постоянных, но большая их часть погашается при последующем подвигании фронта горных работ. В настоящее время протяженность постоянных карьерных автодорог составляет 27,2 км, с учетом дороги на техногенное месторождение хвостов мокрой магнитной сепарации (ММС).

В соответствии с п.4.25НТП и п.5.1-5.8СНиП2.05.07-91 применительно к условиям Ковдорского ГОКа все карьерные автодороги классифицируются следующим образом:

Табл.4.10

Вид дорог	Грузонапряженность (брутто) млн.т	Категория дорог	Наименование дорог
Постоянные технологические со сроком службы более 1 года	13	II-к	1. Рудовозная автодорога по южному борту карьера: ДКК-гор.+55м.
	13	III-к	2. Рудовозная автодорога по северному борту карьера: ДКК-гор.+55м. 3.
	-	III-к	4. Автодорога по южному борту карьера: ККД-гор.+166м.
	7	III-к	5. Автодорога по юго-западному борту карьера: гор.+274м на отвал №2, отвал№1 и склад МЖР №2.
	25	I-к	6. Автодорога от борта карьера: гор.+250м на отвал №3 и склад МЖР.
	24	II-к II-к	7. Автодорога по западному борту карьера: от гор.+166м до гор.+250м.
	19	III-к	8. Автодорога по северному борту карьера: от гор.+166м до гор.+250м.
	-		9. Автодорога: карьер хвостов ММС - ККД.
Временные технологические со сроком службы менее 1 года	- -	III-к III-к III-к III-к	1.Постоянная система автодорог на действующих горизонтах и съездах и автодорога ниже гор.+55м. Забойные а/дороги. 2.Автодорога: гор.+106м - гор.25м (северный борт). 3.Автодороги на поверхности отвалов и складов от мест разделения грузопотоков до мест разгрузки. 4.Внутренние автодороги в карьере хвостов от отдельных экскаваторов до слияния грузопотоков.
Служебные	-	IV-к IV-к	1. Подъездные автодороги к карьеру и внутри него для проезда автосамосвалов большой грузоподъемности без груза в карьер или в гараж, к заправке, доставки рабочих в карьер, доставки в карьер специализированных технологических грузов (ВВ, долот, воды и т.п.). 2.Автодорога по восточному борту карьера: ВКУ-гор.+166м.

При принятом для карьера двухполосном встречном движении автомобилей большой грузоподъемности и размеров, ширина проезжей части автодорог составляет не менее 21,5 м (СНиП 2.05.07-91,таб.48), в т.ч.:

- для автодорог категории I-к - 22м;

- для автодорог категории II-к - 20,5м;

- для автодорог категории III-к - 20м.

Ширина проезжей части служебных автодорог принимается не менее 10.5 м пpи двухполосном движении и не менее 6.0м - пpи однополосном (расчетный автомобиль БелАЗ - 548, ширина - 3787 мм), ширина обочин - 1.5 м (СНиП 2.05.07 - 91, табл. 48). Ширину проезжей части служебных дорог, предназначенных для движения стандартных автомобилей и пожарных проездов, допускается принимать равной 3.5м.

Для обеспечения возможности эпизодического разъезда автомобилей на однополосных дорогах горнодобывающих предприятий следует предусматривать площадки для разъезда длиной не менее 30 метров с покрытием, аналогичным принятому для данной дороги. Расстояния между площадками принимать равным расстоянию видимости встречного транспорта, но не более 500 м. Участки перехода от однополосной проезжей части к площадке для разъезда должны быть длиной не менее 10м.

Временные въезды в траншеи должны устраиваться так, чтобы вдоль их при движении транспорта оставался свободный проход шириной не менее 1,5 м с обеих сторон (п.375 ЕПБ).

Ширина обочин каpьеpных автодоpог пpи двухполосной проезжей части принимается согласно тpебований СНиП 2.05.07-91 (табл.47). На постоянных дорогах в каpьеpах, на временных дорогах-съездах в каpьеpах и на служебных дорогах на поверхности для движения порожних автосамосвалов должна быть не менее 1.5 м. На прочих постоянных дорогах - не менее 2.5 м. Минимальная ширина обочин на однополосных дорогах с двусторонним движением должна приниматься равной половине ширины проезжей части.

Пpи устройстве на обочине ограждения в виде земляного вала, ширина обочины устанавливается расчетом, пpи этом расстояние от внутренней бровки породного вала до кромки проезжей части должно быть не менее 0.5 диаметра колеса автомобиля максимальной грузоподъемности, эксплуатируемого в карьере, то есть не менее 1,5м (п.378 ЕПБ), а до бровки откоса - 1.0 м (п.4.32 НТП).

В соответствии с требованиями п.378 ЕПБ при ОР проезжая часть дороги должна быть ограждена от призмы возможного обрушения породным валом или защитной стенкой.

Подлежат ограждению со стороны верхней бровки нижележащего уступа следующие карьерные автодороги:

- по транспортным бермам карьера и отвалов;

- на уступах карьера и отвалов при расстоянии от края проезжей части дороги до верхней бровки нижележащего уступа 20 и менее метров.

Ограждению подлежат также зумпфы открытого водоотлива и другие местные выемки на транспортном горизонте, расположенные вблизи автодороги (20 и менее метров).

Ограждение устраивается в виде вала из щебня или скальной породы, располагаемого на обочине автодороги. Высота породного вала принимается не менее половины диаметра колеса самого большого по грузоподъемности эксплуатируемого на карьере автомобиля. Учитывая использование в карьере автосамосвалов грузоподъемностью 100 - 136 тонн, высота вала должна быть не менее 1,6 м (п.4.33 НТП, СНиП 2.05.07-91, табл.64), ширина по низу не менее 3,0 м. Вертикальная ось, проведенная через вершину породного вала, должна располагаться вне призмы обрушения.

Дорожные одежды

Земляное полотно большинства внутрикарьерных автодорог представляет собой устойчивую скальную поверхность отрабатываемых уступов и съездов. На участках с рыхлыми, обводненными и неустойчивыми породами и на отвалах земляное полотно создается путем отсыпки определенного слоя скальной горной массы из экскаваторных забоев.

Подготовка земляного полотна на рабочих горизонтах карьера производится путем профилирования поверхности уступа бульдозерами и автогрейдерами. Понижения уступа засыпаются скальной горной массой и при необходимости оборудуются водопропускными трубами. В соответствии с требованиями СНиП земляное полотно после укладки должно быть спланировано бульдозером и уплотнено. Уплотнение производится бульдозерами, грейдерами и автосамосвалами.

Дорожная одежда должна соответствовать общим требованиям, предъявляемым к дороге как к транспортному сооружению, то есть она должна обеспечивать необходимую прочность, беспыльность и безопасность движения автомобилей.

В соответствии со СНиП 2.05.07 - 91 и СНиП 2.05.02 - 85 дорожные одежды подразделяются:

Табл.4.11

ДОРОЖНЫЕ ОДЕЖДЫ
По сопротивлению нагрузкам от автотранспортных средств и по реакции на климатические воздействия	По типу (по сроку службы и капитальности)
Жесткие дорожные одежды	Нежесткие дорожные одежды	Капитальные	Облегченные	Переходные	Низшие

Требования к материалу дорожной одежды зависят от категории автомобильной дороги. По прочности и содержанию примесей щебень должен удовлетворять требованиям СНиП 2.05.02-85 и ГОСТ 8267-82. Для строительства автодорог определяют марку щебня по прочности, истираемости и морозостойкости. Предел прочности исходной горной породы определяют при сжатии в водонасыщенном состоянии; истираемость определяется по потерям веса горной породы при истирании в колочном барабане; требования к морозостойкости относятся в основном к щебню основания дорожной одежды, который должен быть устойчивым к многократным замораживаниям и размораживаниям.

 Табл.4.12

Требования к материалу	КАТЕГОРИЯ ДОРОГ
	1	2	3	4
1.Класс щебня по истираемости не ниже 2.Предел прочности горной породы, кг/см2 3.Марка щебня по морозостойкости	И-3 Не менее 800 Мрз25	И-3 Не менее 800 Мрз25	И-3 Не менее 800 Мрз15	И-4 Не менее 600 -

5. Буровзрывные работы

5.1 Буровые работы

Горные породы в карьере рудника "Железный" разрабатываются с применением буровзрывных работ (БВР). Бурение взрывных скважин осуществляется станками шарошечного бурения типа СБШ-250 МН с диаметрами породоразрушающего инструмента 244,5 и 269,9 мм.

Техническая характеристика и основные данные бурового станка СБШ-250МН

Табл.5.1

Наименование параметра	Един. измерения
Диаметр скважины	мм	244 -269
Глубина бурения вертикальных скважин, не менее	м	32
Угол наклона скважины к вертикали	град.	0, 15, 22, 30
Верхний предел усилия подачи	тс	30
Верхний предел частоты вращения бурового става	об / мин	150
Скорость подачи при бурении	м / час	0 - 65
Скорость подъема бурового снаряда	м / мин	5
Скорость спуска бурового снаряда	м / мин	8
Производительность компрессора	м3 / мин	25, 32
Давление сжатого воздуха	атм.	7
Скорость передвижения станка	км / час	0,773
Наибольший угол подъёма при передвижении с опущенной мачтой	град.	10
Подводимое напряжение	В	380
Установленная мощность	квт	405
Одновременная максимальная нагрузка	квт	353
Удельное давление гусениц на грунт	кг / см2	1,276
Удельное давление плит домкратов на грунт	кг / см2	10,04
Габаритные размеры: а) с поднятой мачтой длина ширина высота б) с опущенной мачтой длина ширина высота	м м м м м м	9,2 5,45 15,35 15,0 5,45 6,5
Масса станка	т	75

Производительность бурового станка может быть выражена как в метрах пробуренных скважин, так и в кубических метрах обуренной горной массы (объемная производительность бурения). Основным показателем бурения на руднике является линейная производительность, которая в зависимости от различных условий изменяется от 40-45 до 100 п.м/смену и в среднем за 2008 год составила 75,3 п. м/смену; объемная производительность, соответственно, составляет 1400 - 3320 м³ в смену.

Годовая и месячная производительности определяются принятым режимом работы буровых станков, графиком производства плановых ремонтов, затратами времени на чистку скважин, перегоны, переключения и т. п., а также потерями времени на неплановые простои из-за поломок, аварий, перебоев в снабжении станков электроэнергией, водой и т. д. Месячная и годовая производительности рассчитываются путем определения календарного фонда времени и коэффициента его использования, выраженного отношением времени на выполнение основных и вспомогательных работ к общему календарному фонду времени, а также коэффициентом использования режимного фонда времени.

При существующем трехсменном режиме работы бурового участка с прерывной неделей, с двумя выходными днями, коэффициент использования календарного времени составляет 0,545, коэффициент использования режимного времени 0,757. Производительность буровых станков СБШ-250МН в условиях карьера рудника “Железный” составляет:

- годовая 42 - 43 тыс. п. м.;

- месячная 3,8 - 4,0 тыс. п.м.

Существенным показателем, определяющим эффективность буровых работ, является выход взорванной горной массы с 1 п.м. скважины. Выход взорванной горной массы зависит от:

- категории взрываемости массива;

- диаметра шарошечного долота;

- величины потерь пробуренных скважин, связанных с их устойчивостью;

-величины потерь, связанных с повторным обуриванием ранее взорванных массивов из-за отказов, смерзаемости массы;

- от качества разбивки блока и выдержанности параметров сетки скважин;

- применения наклонных скважин при бурении первого ряда.

С учетом изложенных обстоятельств средний выход взорванной горной массы с 1 п. м. скважины за 2008 год составил:

- для долот диаметром 244,5мм - 32,9 м³;

- для долот диаметром 269,9мм - 36,6 м³;

- в среднем по карьеру при совместном применении долот диаметром 244,5 и 269,9мм 33,2 м³ (на технологическом бурении без учета контурных скважин).

Одним из основных путей повышения эффективности буровых работ в карьере является правильный выбор шарошечных долот и их рациональное применение, в зависимости от физико-механических свойств горных пород.

Принятое решение о развитии основного карьера до глубины 850 м на основе укручения уступов и бортов на предельном контуре обусловило следующие задачи по совершенствованию техники и технологии БВР:

· улучшение качества взрывного дробления горной массы, прежде всего вмещающих пород, в связи с увеличением объёмов вскрышных работ с применением циклично-поточной технологии (ЦПТ);

· необходимость создания и освоения технологии БВР в приконтурных зонах, защищающей законтурный массив от нарушений, вызванных массовыми взрывами, и обеспечивающей тем самым устойчивость крутых уступов;

· применение водоустойчивых взрывчатых веществ (ВВ) в связи с ожидаемым увеличением доли обводнённых скважин;

· повышение технико-экономических показателей БВР в усложняющихся условиях их проведения.

На протяжении более 30 лет технология бурения взрывных скважин была довольно однообразной: с использованием буровых станков СБШ-250 и их модификаций повсеместно бурили скважины диаметром 244,5 и 269,9 мм. В настоящее время парк буровых станков СБШ-250МН оста.тся основным (8 ед.), однако в последние годы для решения указанных выше специальных задач - бурения скважин уменьшенного диаметра - осваивается шарошечный буровой станок D245S (фирмы «Сандвик-Тамрок») и два буровых станка ROC L8 (фирмы «Атлас Копко») с погруженными перфораторами. Станки D245S используют для бурения скважин приконтурных блоков и последних рядов технологических блоков шарошечными долотами диаметром 171,4 мм, а станки ROC L8 - для бурения скважин предварительного щелеобразования (контурных) коронками диаметром 134 мм, приконтурных блоков и последних рядов технологических блоков - коронками диаметром 165 мм. Из-за неналаженного сервисного обслуживания показатели работы новых буровых станков ниже ожидаемых, однако их внедрение позволило начать освоение бурения скважин различных диаметров, соответствующих физико-механическим характеристикам пород и технологическим задачам. [1]

Область рационального применения различных типов долот в условиях карьера рудника “Железный” Ковдорского ГОКа при бурении станками СБШ-250 МН приведены в табл. 5.1:

Табл.5.2

Тип долота	Рациональная область применения.
	Характеристика буримых пород и руд.	Крепость по Протодьяконову/ категория буримости	Доля в общем объёме %.
Т, ТЗ, ТКЗ	Апатит-карбонатные маложелезистые руды. Карбонатиты. Сильно выветренные вмещающие породы.	3-4
ТЗ, ТКЗ	Апатит-карбонатные маложелезистые руды и карбонатиты, перемежающиеся с АКМ рудами, АС, АФМ руды Fe<30%, Р2О5 > 9%.	6-9	0,9
ТКЗ	Комплексные железные руды. Апатит-силикатные маложелезистые руды.	7-10	36,3
ТКЗ	Пироксениты и ийолиты, пронизанные жилами карбонатита и форстерита. Апатит-силикатные руды с ксенолитами ийолитов. АФМ, ФМ,КФМ руды с содержанием Fe>30%, Р2О5< 6%.	8-11	20,9
К	Ийолиты с ксенолитами апатит-силикатных руд или линзами карбонатита. Малотрещиноватые пироксениты. Трещиноватые ийолиты.	13-16	30,6
ОК	Трещиноватые фениты, твейтоазиты. Малотрещиноватые ийолиты с небольшим количеством включений карбонатита. Маложелезистые фениты и ийолиты мелкозернистые.	13-16 15-19	11,3

Приведенные в табл.5.1 данные указывают, что 41,9 % пород месторождения могут обуриваться шарошечными долотами с твердосплавными штырями (долота типа К и ОК) и 58,1 % горных пород - долотами типа ТКЗ.

5.2 Взрывные работы

5.2.1. Средства взрывания и взрывчатые вещества

При подготовке горной массы на руднике «Железный» применяется взрывная отбойка методом скважинных зарядов с использованием короткозамедленного взрывания (КЗВ). Короткозамедленное взрывание осуществляется при помощи низкоэнергетической неэлектрической системы инициирования (СИ) «Нонель». В основу этой системы положена передача инициирующего импульса по трубке-волноводу с линейной плотностью ВВ менее 0,2 г/пог. м.

На руднике используется полный комплект разновидности системы Нонель-Юнидет, основанный на применении внутрискважинных капсюлей-детонаторов (КД) с одинаковым замедлением. Все внутрискважинные КД во взрываемом блоке имеют одинаковое время замедления, а последовательность инициирования обеспечивается на поверхности при помощи соединительных блоков со своими замедлениями. Обычно для внутрискважинных детонаторов берется замедление 475-500 мсек., что обеспечивает инициирование на поверхности всех внутрискважинных КД до начала смещения взрываемой породы.

В состав комплекта входят следующие элементы:

· Внутрискважинный капсюль-детонатор NРЕD (без первичного инициирующего ВВ). Детонатор включает в себя гильзу, замедляющий элемент, инициирующий элемент, заполненный вторичным ВВ - ТЭНом и основной заряд, состоящий из вторичного ВВ - гексогена, резиновую заглушку, предотвращающую попадание воды в капсюль и защищающую отрезок трубки волновода, примыкающий к детонатору, от истирания и повреждения, отрезок трубки-волновода определенной длины, запаянный с одной стороны.

· Поверхностный соединительный блок Снэплайн (SL) или е-клип. Соединительный блок применяется для передачи инициирующего сигнала в точках соединения элементов сети Нонель. Состоит из пластмассового корпуса с фиксирующим устройством, детонатора с уменьшенным зарядом (с замедлением или без), уплотнительной резиновой заглушки и отрезка трубки-волновода определенной длины. Соединительный блок Снэплайн рассчитан максимум на 5 трубок-волноводов диаметром 3 мм. Блок сконструирован таким образом, что трубки примыкают к нижней части детонатора. При присоединении трубки-волновода к блоку она находится под прямым углом, и инициирование происходит в обоих направлениях. При этом не имеет значения, как трубка подсоединена к блоку. Соединительный блок е-клип рассчитан максимум на 8 трубок-волноводов диаметром 3 мм. В отличие от Снэплайна блок е-клип сконструирован таким образом, что трубки примыкают к боковой части детонатора.

· Динолайн. Трубка-пускатель. Представляет собой трубку-волновод длиной 750 мили 1500 м, поставляемую на бобинах. Используется для соединения смонтирован ной сети «Нонель» со взрывной машинкой «Диностарт». В комплект Динолайн входит соединительный патрубок для соединения концов Динолайн и трубки Снэплайн.

· Взрывная машинка Диностарт предназначена для возбуждения в трубке-волноводе мощной ударной волны высокой температуры. Машинка состоит из источника энергии, преобразователя напряжения, конденсатора для накопления электрического заряда, разрядника и кнопок управления.

Промежуточные детонаторы (ПД) собираются из шашек-детонаторов ТГФ-850Э или из других шашек с гнездом под капсюль-детонатор и внутрискважинного детонатора Нонель. При использовании других неэлектрических систем инициирования (СИНВ, Эдилин) конструкция промежуточных детонаторов аналогична.

Для всех скважин взрываемого блока должны изготавливаться одинаковые комплекты ПД. Комплект ПД состоит из нижнего - основного ПД и верхнего (дублирующего) ПД. Время замедления основного ПД должно быть меньше времени замедления дублирующего ПД. Так, если основной ПД имеет время замедления 475 мсек. (капсюль-детонатор U 475), то дублирующий ПД должен иметь время замедления 500 мсек. (капсюль-детонатор U 500). Длина внутрискважинного волновода основного ПД должна составлять:

- для уступов высотой 12 м - 18 метров

- для уступов высотой 15 м - 21 метр.

Длина волновода дублирующего ПД может составлять 10,2 м, 15,0 м или 18,0 м в зависимости от величины незаряжаемой части скважины.

Поверхностные взрывные сети собираются из соответствующих применяемым СИ поверхностных соединительных блоков с различными номиналами замедления. Длины трубок-волноводов соединительных блоков должны соответствовать расстоянию между скважинами.

Инициирование взрывной сети системы «Нонель» осуществляется машинкой «Диностарт», размещаемой в блиндаже, находящимся за пределами опасной зоны по разлету осколков для механизмов. Машинка «Диностарт» соединяется с взрывной сетью трубкой-пускателем «Динолайн».

Краткая характеристика эмулитов ВЭТ и СЗМ «Трейдстар».

Для заряжания скважин на руднике «Железный» применяются эмульсионные ВВ - эмулиты марок ВЭТ, а также гранулированные ВВ заводского изготовления - гранулотол и граммонит 79/21, допущенные к применению на открытых горных работах. Для заряжания обводненных скважин (со столбом воды высотой более 0,2 м) используется эмулит ВЭТ 700, для заряжания сухих скважин применяется эмулит ВЭТ 300. Доля использования ЭВВ составляет 95 - 98 %, гранулотол и граммонит 79/21 используются в основном для дозаряжания скважин и, в исключительных случаях, для полного заряжания скважин.

Эмулиты марок ВЭТ относятся к промышленным взрывчатым веществам первого класса. Эмулиты марок ВЭТ представляют собой механическую смесь эмульсии «ВЭТ 70С», гранулированной аммиачной селитры, дизельного топлива и газогенерирующей добавки и изготовляются на местах применения в процессе заряжания скважин смесительно-зарядной машиной (СЗМ) «Трейдстар». Эмулиты марок ВЭТ предназначены для производства взрывных работ на земной поверхности при отбойке сухих и обводненных горных пород с коэффициентом крепости по шкале М.М. Протодьяконова до 20, методом скважинных зарядов в температурном диапазоне окружающей среды от -50єС до +50єС.

Эмульсия «ВЭТ 70С» и газогенерирующая добавка (ГГД) изготавливаются на стационарном пункте изготовления (СПИ) Ковдорского филиала ООО «EMS». На СПИ производится также заправка СЗМ компонентами ЭВВ: эмульсией, ГГД, аммиачной селитрой и дизельным топливом.

Изготавливаются следующие марки эмулитов ВЭТ:

ВЭТ 300 и ВЭТ 700, где цифрами обозначено содержание эмульсии в килограммах на тонну смеси.

Массовая доля компонентов в эмулитах марок ВЭТ должна соответствовать нормам, указанным в таблице 5.3.

Таблица 5.4

Наименование компонента	Норма, % для марок
	ВЭТ 300	ВЭТ 700
1	2	3
Эмульсия ВЭТ 70С	30,0±1,0	70,0±2,0
Селитра аммиачная гранулированная или пористая	66,5±2,0	30,0±1,0
Дизельное топливо	3,5±0,5	0
Газогенерирующая добавка (ГГД)- (сверх 100% по отношению к содержанию эмульсии)	0	0,35±0,2

СЗМ «Трейдстар» предназначена для раздельного транспортирования к местам производства взрывных работ невзрывчатых компонентов и изготовления, в процессе зарядки скважин, эмульсионных взрывчатых веществ эмулитов марок ВЭТ.

Технические характеристики СЗМ «Трейдстар»:

Объем бункеров и емкостей и масса каждого компонента при полной загрузке бункера или емкости, представлены в таблице 5.5.

Табл.5.5

№№ п/п	Наименование	Объем	Масса компонента при полной загрузке, кг
1.	Бункер для гранулированной аммиачной селитры	5,3 м3	5028,2 при p= 0,95 г/см3
2.	Бункер для эмульсии ВЭТ 70С	8,98 м3	11793,6 при p= 1,33 г/см3
3.	Ёмкость для дизельного топлива	416,4 л	354,3 при p= 0,85 г/см3
4.	Ёмкость для алюминиевой пудры	1,1 м3	854,1 при p= 0,8 г/см3
5.	Ёмкости для газогенерирующей добавки (2 шт.)	189,2 л (94,6 л х 2)	188,7 (94,35 Ч 2) при p= 1,2 г/см3

Производительность заряжания скважин, в зависимости от их обводненности и способа подачи ВВ в скважину, составляет:

· сухие скважины (сухая часть обводненных скважин) при подаче ВВ шнеком - 450 кг/мин для эмулитов марки ВЭТ 300;

· полностью обводненные скважины при подаче ВВ насосом по шлангу под столб воды - 230 кг/мин для эмулитов ВЭТ 700.

5.2.2 Расчёт параметров взрывных работ

На вскрышных блоках XIV-XVII категорий единой шкале буримости [?] бурение осуществляется шарошечными долотами типа «ОК» диаметром 244,5 и 250,8 мм. Соотношение объемов бурения долотами диаметром 250,8 и 244,5 мм составляет соответственно 35 и 65%.

Произведём расчёт по блоку вскрышных пород, крепость по Протодьяконову f =16, категория по буримости VI, категория трещиноватости III К_Т=1,1. Скважины сухие, ВЭТ300. Используется для буровых работ СБШ-250МН.

Размер кондиционного куска

d_max по горной массе определяется емкостью ковша ЭКГ- 8И

d_max (5.1.)

d_max0,75 =1,5 м

Но т.к. на КГОКе интенсивно используются ЦПТ d_max по горной массе определяется линейными размерами приёмной пасти дробилок дробильно-конвейерных комплексов (ДКК).

d_max0,8Zдр=0,81*1500=1215мм=1,3м (5.2.)

где Zдр-максимальный линейный размер куска руды, м.

Первый ряд скважин

По условиям безопасного расположения буровой техники

(5.3.)

где б=75⁰ - угол откоса уступа; H =15м - высота уступа; W_пр - предельно преодолеваемое значение СПП (сопротивление по подошве).

м

Диаметр скважин

Определение диаметра скважинных зарядов в зависимости между диаметром скважины и производительностью карьера (П_к , млн. м³ ):

 D_скв = (100ч150) • , мм, (5.4.)

D_скв =(100ч150) •=(180ч270) мм

П_к = 10,6 млн.м³/год - производительность по вскрышным породам.

Удельный расход ВВ

кг/м³

где 3,0 т/м³ - плотность взрываемых пород в массиве,

13-16 - коэффициент крепости породы,

- фактический диаметр скважины.

K_р=1,03- коэффициент разбуривания

d_инс=244,5- диаметр бурового инструмента

d_инс=244,5- диаметр бурового инструмента

Вместимость 1 п.г. скважины

(5.5.)

-плотность заряжания ВВ, кг/м³.

Плотность эмулита ВЭТ 300 1,15 поэтому

Линия сопротивления по подошве уступа (ЛСПП)

Линия сопротивления по подошве для скважин первого ряда определяется по фактически полученной конфигурации забоя, при этом величина максимально преодолеваемого сопротивления по подошве уступа рассчитывается по формуле, рекомендуемой «Техническими правилами ведения взрывных работ на дневной поверхности».

(5.6.)

, где:

q - расчетный удельный расход ВВ, кг/м3;

р - вместимость 1 п.м. скважины, кг;

m -коэффициент сближения скважин, для расчета ( m=1);

Минимальное значение W по условию безопасного обуривания уступа:

где:

с = 2,5 м расстояние от верхней бровки уступа до оборудования

h =15м - высота уступа,

-угол откоса уступа.

Следовательно, расчетная ЛНС удовлетворяет требованиям по ЕПБ.

Для породы при Н=15м и =75

Расстояние между скважинами в ряду

Для теоретических расчетов, как правило, принимается квадратная сетка скважин с коэффициентом сближения скважин m = 1.

Тогда

Расстояние между рядами скважин:

При квадратном расположении скважин

где: а - расстояние между скважинами в одном ряду,

b - расстояние между рядами скважин,

W - расчетная ЛНС по подошве уступа,

m=1 - коэффициент сближения скважин.

Принимаем квадратную сетку скважин 6х6.

Масса скважинных зарядов ВВ первого ряда:

где: W=7 м - расчетная ЛНС по подошве уступа,

а=7 - расстояние между рядами скважин,

h=15 м - высота уступа,

0,935кг/м³ - расчетный удельный расход ВВ.

Масса заряда для скважин последующих рядов

Определение длины перебура скважины

техническими правилами ведения горных работ на дневной поверхности рекомендуется для расчета перебура эмпирическая формула:

Определение длины скважины:

=15 + 3,3 = 18,8 м

Величина забойки:

Забойка производится буровой мелочью, либо отсевами дробления.

м

где W = 7 - расчетная ЛНС по подошве уступа.

Величина забойки составляет ? 1/3 глубины скважины.

Длина скважинного заряда:

Вес заряда в скважине определяется по вместимости заряженной части скважины

Q = (l_скв - l_заб)·p, кг

Q = (18,8- 4,35 )·57,3 =827,9 кг

Выход взорванной горной массы с 1 метра скважины

(5.7.)

где:

п_р - количество рядов скважин.

l_с - длина скважины.

h_у - высота уступа.

а - расстояние между скважинами.

W = 7,04м - расчетная ЛНС по подошве уступа.

Выход взорванной горной массы с 1 скважины

Ширина развала взорванной горной массы

5.2.3 Конструкция скважинных зарядов

На руднике «Железный» применяется конструкция скважинного заряда со сплошной колонкой заряда ВВ. Заряд в скважине может быть комбинированным, т.е. может состоять из комбинации штатных и эмульсионных ВВ в различных сочетаниях.

В скважинах глубиной более 10 м устанавливаются два промежуточных детонатора. Основной (нижний) ПД располагается в 0,5 м от забоя скважины. Дублирующий (верхний) ПД устанавливается в верхней части заряда. Разница во времени замедления между ними составляет 25 мс (рис.5.1).

Рис.5.1

При заряжании сухих скважин эмулитом марки ВЭТ 300 с применением подающего шнека (заряжание скважин сверху) устанавливается следующая последовательность операций:

Начало заряжания. Установка нижнего (основного) ПД на высоту 0,5 м от забоя скважины.

Подача эмулита в скважину с помощью шнека и направляющего рукава.

Остановка заряжания скважины для установки верхнего (дублирующего) ПД.

Дозаряжание скважины до проектного уровня.

При заряжании скважины сверху с помощью подающего шнека допускается установка сразу двух ПД (нижнего и верхнего) до начала подачи в скважину эмулита. Общими требованиями при заряжании скважины, как с помощью шланга, так и с помощью подающего шнека являются:

исключение возможного повреждения шашки-детонатора ПД металлическим наконечником шланга;

исключение возможных повреждений волноводов ПД как самим шлангом, так и падающими обломками горной породы со стенок скважины, вызванных движением шланга в скважине;

исключение механического воздействия на верхний ПД подаваемым в скважину эмулитом марки ВЭТ 300 (при заряжении шнеком).

В процессе заряжания должны быть приняты необходимые меры, исключающие всплывание промежуточного детонатора или его смещение с места установки под действием подаваемого в скважину эмулита ВЭТ или двигающегося зарядного шланга.

Порядок и последовательность операций при работе СЗМ на блоке, не связанных с размещением эмулита в скважине (подготовительные и заключительные операции, отбор проб, переезды СЗМ на блоке и т.д.), регламентируются инструкциями по эксплуатации СЗМ «Трейдстар» и инструкциями для водителей-операторов СЗМ.

5.2.4 Схемы взрывания. Монтаж взрывной сети.

За счёт комбинирования поверхностных соединительных блоков с различными номиналами замедления при помощи неэлектрической системы инициирования «Нонель» возможно получить разнообразные схемы инициирования скважинных зарядов. Преимуществом системы «Нонель» является опережающее инициирование поверхностной сети, которое обеспечивается за счёт больших внутрискважинных замедлений. Поверхностные элементы сети и внутрискважинные трубки-волноводы успевают сработать до того, как начнётся подвижка горной массы, что практически исключает риск подбоя внутрискважинных трубок-волноводов и повреждение поверхностной сети.

Основными схемами взрывания скважинных зарядов на руднике «Железный» приняты диагональная (рис.5.2) и диагонально-врубовая схемы (рис.5.3) с коэффициентом сближения скважин равным 3,5. Соединения скважин при такой схеме производится по сторонам ромбов шахматной сетки. При установке по сторонам ромба поверхностных блоков с одинаковым замедлением скважины, расположенные по длинной диагонали ромба, взрываются одновременно. Данная схема может быть модернизирована путём установки поверхностных блоков с различным временем замедления. В этом случае достигается разновременное взрывание скважин. Путём подбора поверхностных замедлителей можно регулировать направление отбойки горной массы и изменять коэффициент сближения скважин. Конкретный выбор определяется конструкцией блока, заданным направлением отбойки и другими условиями взрывания.