31998

Разработка месторождения кварцито-песчанников Рыборецкого месторождения с целью производства щебня. Специальная часть: «Обоснование рациональной технологической схемы для повышения качества щебня

Дипломная

География, геология и геодезия

В дипломном проекте рассматривается разработка месторождения кварцито-песчанников Рыборецкого месторождения открытым способом с целью производства щебня. В проекте произведена инженерно-геологическая оценка на пригодность месторождения к разработке, подобрана схема вскрытия и система разработки месторождения. Произведён расчёт основных технологических процессов горных работ и подобрано соответствующее им горно-транспортное оборудование.

Русский

2013-09-01

1.4 MB

28 чел.

ПЕТРОЗАВОДСКИЙ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ УНИВЕРСИТЕТ

ФИЗИКО-ТЕХНИЧЕСКИЙ ФАКУЛЬТЕТ

КАФЕДРА ГОРНОГО ДЕЛА

ДИПЛОМНЫЙ ПРОЕКТ

«Разработка месторождения кварцито-песчанников Рыборецкого месторождения с целью производства щебня. Специальная часть: «Обоснование рациональной технологической схемы

для повышения качества щебня»

ПОЯСНИТЕЛЬНАЯ ЗАПИСКА

Дипломант

              Гаращук А.В.

Руководитель дипломного проекта

                                 Доцент, к.т.н.

                                 Каменева Е.Е.

Консультанты разделов проекта

1. Геолого-промышленная характеристика месторождения

              Симагин В. Г.

2. Горные работы

              Германов А. А.

3. Переработка полезного ископаемого

              Каменева Е. Е.

4. Охрана окружающей среды

              Каменева Е.Е.

5. Электроснабжение, электробезопасность

              Ильин А. М.

6. Экономическая часть

              Мурашкина Л.В.

7. Специальная часть

              Каменева Е.Е.

                                                        Проект допущен к защите «_____»______________2008г.

Зав. кафедрой горного дела ______________В. Н. Аминов

                                                    

Петрозаводск 2008 г.

Петрозаводский государственный университет

Физико-технический факультет

Кафедра горного дела

_______________________________________________________________

ЗАДАНИЕ

на дипломное проектирование

Выдано студенту: Гаращук Анатолию Владимировичу

Предлагается разработать дипломный проект на тему: «Разработка кварцито-песчанников Рыборецкого  месторождения с целью производства щебня».

Специальная часть: «Обоснование рациональной технологической схемы для повышения качества щебня».

Основание для проектирования Решение заседания кафедры горного дела (протокол №4 от 9 февраля 2008г.)

Зав. кафедрой горного дела,

проф., д.т.н.                В.Н.Аминов

Руководитель дипломного проекта

доцент, к.т.н.       Е.Е.Каменева

         Задание к исполнению принял:

         Студент _______________                                              А.В.Гаращук

        

         «10» февраля 2008 г.

Аннотация

  В дипломном проекте рассматривается разработка месторождения кварцито-песчанников Рыборецкого месторождения открытым способом с целью производства щебня. В проекте произведена инженерно-геологическая оценка на пригодность месторождения к разработке, подобрана схема вскрытия и система разработки месторождения. Произведён расчёт основных технологических процессов горных работ и подобрано соответствующее им горно-транспортное оборудование.

  В специальной части проекта выбрана оптимальная схема переработки полезного ископаемого с целью получения кубовидного щебня при наименьших затратах, произведён расчёт и выбор дробильно-сортировочного оборудования. Рассмотрены вопросы промышленной безопасности и снижения вредного воздействия производства на окружающую среду.

Annotation

  

The mining operations of Ryboretsky quartzite-sandstone rocks to use for high-quality aggregates are discussed. The deposits were studied to estimate their mining operation ability. The chart of dissection and deposit’s development were tested.

The basic technological processes were calculated. The basic equipment was offered. The optimal chart of rock’s treatment for production of high-quality aggregates was offered. Mining of the deposit is expected to be profitable. Some problems of industrial safety and ecology were discussed.

 

Ведомость рабочих чертежей

Обозначение

Название чертежа

090500-4-ЗУОГР-ДП-1

Ситуационный план

090500-4-ЗУОГР-ДП-2

Контур подсчета запасов п.и.

090500-4-ЗУОГР-ДП-3

Геология месторождения

090500-4-ЗУОГР-ДП-4

Положение горных работ на конец 15-го года

090500-4-ЗУОГР-ДП-5

План площадки карьера и площадки ДСУ

090500-4-ЗУОГР-ДП-6

Паспорт забоя экскаватора ЭКГ-5А

090500-4-ЗУОГР-ДП-7

Паспорт забоя буровой установки

090500-4-ЗУОГР-ДП-8

Дробильно-сортировочная установка. План. Спецификация.

090500-4-ЗУОГР-ДП-9

Качественно-количественная схема ДСУ

090500-4-ЗУОГР-ДП-10

Схема цепи аппаратов

090500-4-ЗУОГР-ДП-11

Технико-экономические показатели

 

     

                                              

Содержание

        Введение ........................................................................................................................7

1.        Общая характеристика предприятия ..........................................................................9

1.1.     История развития и географическое расположение .................................................9

1.2.     Геологическая характеристика ...................................................................................10

1.2.1.  Геологическое строение района работ ......................................................................10

1.2.2.  Геологическое строение месторождения ..................................................................11

1.3.     Гидрогеологические условия .....................................................................................12

1.4.     Запасы полезного ископаемого...................................................................................15

1.5.     Минеральный и химический состав ..........................................................................16

1.6.     Физико-механические свойства .................................................................................16

2.        Горная часть…………………………...........................................................................18

2. 1    Современное состояние горных работ и перспективы развития предприятия.        

         Состояние горных работ в карьере на текущий момент ..........................................18                                               

2.2.     Перспективы развития предприятия .........................................................................18

2.3.     Режим работы и основные показатели горных работ ..............................................20

2.3.1.  Режим работы предприятия .......................................................................................20

2.3.2.  Календарный план горных работ ...............................................................................22

2.3.3.  Основные показатели по горным работам ................................................................22

2.4.     Система разработки и комплексная механизация горных работ ............................24

2.4.1.  Выбор системы разработки карьера ...........................................................................24

2.4.2.  Определение элементов системы разработки ...........................................................24

2.4.3.  Структура и элементы комплексной механизации ..................................................26

2.5.     Вскрытие рабочих горизонтов карьера ......................................................................27

2.6.     Технология и механизация производственных процессов вскрышных и

          добычных  работ ..........................................................................................................28

2.6.1.    Добычные работы ......................................................................................................28

2.6.1.1. Подготовка горной массы к выемке .........................................................................28

2.6.1.2. Буровые работы ..........................................................................................................29

2.6.1.3. Взрывные работы .......................................................................................................30

2.6.1.4. Экскавация горной массы ......................................................................................... 38

2.6.2.    Вскрышные работы ....................................................................................................39

2.6.3.    Отвалообразование ....................................................................................................40

2.6.4.    Карьерный транспорт .................................................................................................41

2.6.5.    Комплексная механизация основных производственных процессов ....................44

                                                                

3.         Переработка полезного ископаемого .....................................................................45

3.1       Расчёт качественно-количественной схемы дробления…………………………47

4.         Специальная часть проекта ......................................................................................55

4.1.      Обоснование актуальности рассматриваемой темы .............................................55

4.2.      Выбор технологии переработки ..............................................................................55

4.3.      Выбор способа совершенствования технологии дробления ................................57

4.4.      Описание и принцип работы выбранной дробилки ..............................................60

4.5.      Выбор и расчёт технологического оборудования .................................................62

4.5.1.   Исходные данные .....................................................................................................62

4.5.2.   Описание технологического процесса ...................................................................63

4.5.3.   Расчёт основного технологического оборудования ..............................................68

4.5.4.   Качество готовой продукции ...................................................................................77

4.6.      Меры безопасности при работе на ДСУ .................................................................81

4.7.      Расчет экономической эффективности внедрения дробилки

          «Merlin-VSI-RP 107»………………………………………………………………...82

5.         Дополнительные разделы проекта…………………………………………………87

5.1       Генеральный план .....................................................................................................87

5.2       Электроснабжение карьера .......................................................................................88

5.3       Охрана окружающей среды ......................................................................................91

5.3.1   Расчет выбросов в атмосферу от стационарных источников……………………..95

5.3.2   Карьерный водоотвод и водоотлив…………………………………………………111

5.3.3  Очистка карьерных вод от загрязнений……………………………………………..112

5.4.      Техника безопасности, противопожарная профилактика, аэрология карьера .....113

5.4.1.   Техника безопасности ................................................................................................113

5.4.2.   Противопожарная профилактика ..............................................................................114

5.4.3.   Аэрология карьера ......................................................................................................116

6.         Экономическая часть ..................................................................................................119

           Заключение ..................................................................................................................127

           Список использованной литературы ........................................................................128

                                                                                                

Введение

     При разработке месторождений полезных ископаемых, как в мировой практике, так и в Российской Федерации предпочтение отдаётся открытому способу разработки. С развитием технического прогресса и повышением индустриализации горной промышленности с неизбежным уменьшением доли ручного труда и заменой его мощным, высокопроизводительным оборудованием открытый способ разработки месторождений, как основного источника сырья для промышленной базы страны, приобрёл роль генерального направления развития горнорудной промышленности.

     В настоящее время  подавляющее большинство месторождений полезных ископаемых разрабатывается открытым способом: угольная отрасль - 61%, добыча чёрных металлов – 88%, цветная металлургия – 62%, месторождения горно-химического сырья – 55%, добыча алмазов -100%, промышленность строительных материалов -99%.  Высокий удельный вес открытого способа добычи полезных ископаемых обусловлен рядом его существенных преимуществ перед подземным способом: высокая производительность труда и как следствие – ниже себестоимость продукции, меньшие сроки строительства предприятий одинаковой мощности, меньшие потери полезного ископаемого, более безопасные и более комфортные условия труда, вместе с тем разработка месторождений открытым способом сопряжена с рядом  негативных последствий: нарушением земель, изменением микроклимата и водного баланса  и так далее. Рассматриваемый в настоящем дипломном проекте карьер относится к предприятиям промышленности строительных материалов (не рудного сырья) и разрабатывается открытым способом. Каменные породы являются одним из наиболее распространённых видов природных ресурсов на Земле. Основными натуральными заполнителями дорожных смесей являются щебень, песок и гравий. В качестве главного компонента асфальта и бетона данные заполнители используются при строительстве автострад и мостов, жилых и промышленных зданий. Заполнители широко используются не только благодаря распространённости в природе, но и из экономических соображений.    

     Целью дипломного проекта является выбор оптимальной системы разработки  Рыборецкого месторождения, наиболее рациональной системы вскрытия и отработки горизонтов карьера с учётом обеспечения долговременной устойчивости бортов, расчёт и подбор необходимого горно-транспортного оборудования и выбор структуры комплексной механизации, выбор наиболее рациональной схемы переработки добытого полезного ископаемого. Так же в проекте рассмотрены задачи обеспечения требований промышленной безопасности, меры противопожарной безопасности, охраны труда,                                        охраны окружающей среды и рекультивации земель, нарушенных горными разработками.

    Целью специальной части дипломного проекта является улучшение схемы переработки полезного ископаемого на дробильно-сортировочной установке и как результат - получение готового продукта – кубовидного щебня с наименьшей  лещадностью (I группа) и соответствующего требованиям ГОСТ -8267-93.

Этому способствуют следующие обстоятельства.

     Стоимость заполнителя не является в большинстве случаев главным ценообразующим фактором, но сильно влияет на выбор других, более дорогих компонентов, таких как битум в асфальте цемент в бетоне. По этой причине нам важно понимать факторы, влияющие на технологию производства заполнителя, которые имеют значительное влияние на качество и стоимость. Таким образом, необходимо представлять процесс в целом, от монолитной породы до конечного применения.

     Современный рынок строительных материалов предъявляет всё более жёсткие требования к качеству применяемой в отрасли продукции. Если не так давно при строительстве автодорог, изготовлении железобетонных конструкций и других работах «на ура» уходил щебень любого качества, и  даже не фракционированный с большой долей запесоченности и содержанием зёрен слабых и глинистых пород, а уж о процентном содержании зёрен лещадной формы речи и вовсе не велось, то теперь ситуация кардинально изменилась. На Российский рынок стали всё больше приходить Европейские компании, где требования к качеству продукции традиционно высокие, да и отечественные строительные предприятия стали более ответственно подходить к строительству и сдаче объектов. Потребитель желает получать продукцию высокого качества и готов платить за неё достойную цену.

     Таким образом, в условиях возрастающей конкуренции, повышение качества выпускаемого щебня является актуальной задачей для производства.

                    

1. Общая характеристика предприятия

1.1. История развития и географическое расположение

     ООО «Карелкамень» относительно молодое производственное  предприятие, с момента образования – пять лет. За счет иностранных инвестиций в 2005 году было приобретено и смонтировано новое производительное дробильно-сортировочное оборудование, дающее продукцию высокого качества.

     С 01.07.2006 года на вновь смонтированном  ДСЗ «Сандвик» начаты пуско-наладочные  работы, с одновременным производством щебня. За пять месяцев (до конца года) на новом  ДСЗ переработано 96 тыс. м3 горной массы в плотном теле и устранены все выявленные недоработки, в то время как на «старой» ДСУ «Локомо» за  весь 2005год  переработано 106 тыс.м3 горной массы в плотном теле. Таким  образом, видно, что производительность карьера значительно увеличилась.

     Инвесторов привлекло, прежде всего, удачное географическое расположение карьера и то, что карьер уже отрабатывался  прежде не нужно больших затрат на вскрышные работы.

     Рыборецкое месторождение кварцито-песчаников, площадью 42,23 га., расположено  на территории  Прионежского района  Республики Карелия  в 100 км от города Петрозаводск по шоссейной дороге  Петрозаводск-Вознесенье, в 1 км севернее поселка Рыбрека  и в 2,5 километрах  от западного берега Онежского озера. Ближайшие населённые пункты (д.Каккарово и п.Рыбрека) находятся примерно на одинаковом расстоянии от карьера один километр, таким образом, в защитных санитарной и опасной взрывной зонах карьера нет зданий, сооружений и проживающего населения.

     Месторождение разведано в 1961 году, Карельской комплексной  геологоразведочной экспедицией  геологическая характеристика  приводилась по данным «Отчёта по детальной разведке Рыборецкого месторождения кварцито-песчаников» проведённой И.Ф.Военушин и  Н.А. Военушина.

     Рыборецкое месторождение  кварцито-песчаников разрабатывалось с 1962 года  Онежским  Рудоуправлением, а с 1997 по 2002 год работы на карьере не велись.

     К территории Рыборецкого месторождения с севера примыкает заказник берёзы карельской «Каккаровский» и часть запасов категории  С1 попадает в охранную зону.

Ладвинский  лесхоз, на который возложена охрана, согласовывает проведение взрывных работ не ближе 450 м от границы заказника. Необходимость создания охранной зоны для семенников, приводит к выводу части промышленных запасов из эксплуатации.

Ближайший щебёночный карьер ООО «Карьер-Щелейки» находится в 23-х километрах к югу по трассе Петрозаводск-Вознесенье, других крупных промышленных  предприятий в округе нет, таким образом,  данный карьер является важным объектом  трудоустройства местного населения и поддержки социальной сферы п. Рыбрека.

     Обзорная карта района расположения карьера приведена на рисунке  1.

     Климат района месторождения умеренно-континентальный и характеризуется сравнительно мягкой зимой и умеренно тёплым  летом. Среднегодовая температура +2,5ОС. Общее годовое количество осадков около 600 мм, причем 70% их выпадает  в теплый период года.    

     Восточная граница горного и земельного  отводов проходит вдоль двухкилометровой

водоохраной  зоны  Онежского озера. Это позволяет иметь минимально возможное   плечо (2,5 км)    откатки готовой продукции до пункта отгрузки   потребителю-причала, расположенного на берегу Онежского озера.

1.2. Геологическая характеристика

1.2.1. Геологическое строение района работ

     В геоструктурном отношении район приурочен к северо-западной окраине Онежско-Сухонско-Двинского прогиба. В геологическом строении района принимают участие образования Нижнего карелия  и Верхнего карелия, верхнедевонские осадочные отложения и четвертичные образования. Нижнекарельские образования относятся к петрозаводскому горизонту Калевийского надгоризонта, а верхнекарельские – к шокшинскому горизонту Вепссийского надгоризонта.

     Петрозаводский горизонт – это толща ритмичного переслаивания кварцито-песчаников, песчаников, алевролитов, аргиллитов и филлитовых сланцев; подразделяется на две свиты – нижнюю и верхнюю, прослеживается в виде полосы шириной 1,5-2,0 км северо-западного простирания. Мощность – 330 м.

     Шокшинский горизонт широко распространён в районе, представлен переслаиванием кварцито-песчаников, песчаников с прослоями и линзами конгломератов, гравелитов, глинистых, глинисто-железистых сланцев и подразделяется на три свиты – нижнюю, среднюю и верхнюю. Шокшинский горизонт включает в себя пластовую интрузию (силл) диабазов и габбро-долеритов. На дневную поверхность габбро-долериты выходят в виде куэстообразных выступов высотой 30-40 м.

     Девонские отложения залегают на шокшинских кварцито-песчаниках и отмечаются в южной и юго-западной частях района работ. Они представлены переслаивающимися пестроцветными глинами и доломитами, а также песчаниками.

     Четвертичные образования широко распространены в районе и представлены ледниковыми, флювиогляциальными и озёрно-ледниковыми отложениями валдайского надгоризонта и современными аллювиальными, озёрными и болотными отложениями.

     В тектоническом отношении образования Верхнего карелия образуют крупную синеклизу, осложнённую более мелкими брахисинклиналями и брахиатиклиналями; одна из наиболее крупных в районе – Шокшинская синклиналь. Кроме того, синеклиза разбита дизъюнктивными нарушениями северо-западного и северо-восточного направлений. Разломы северо-западного простирания образовали гребеноподобную структуру Онежского озера, что нашло отражение в геоморфологии района – северо-восточные склоны массива круто обрываются в сторону Онежского озера, юго-западные склоны – пологие. Результатом тектонической деятельности и связанным с нею магматизмом является образование силла габброидов.

1.2.2. Геологическое строение месторождения

     Геологическая характеристика приводится по данным «о детальной разведке Рыборецкого месторождения кварцитопесчаников, проведенной в 1961 году» (И.Ф. Военушкин, Н.А. Военушкина).

     Рыборецкое месторождение  (западный фланг) кварцито-песчаников расположено на северо-восточном крыле синклинальной структуры и является частью общего разреза  иотнийской толщи.

     В геологическом строении Рыборецкого месторождения принимают участие осадочные образования верхнего протерозоя иотнийского возраста, представленные двумя  верхними пачками петрозаводской свиты и нижней пачкой шокшинской свиты, залегающих между собой согласно, с выдержанным северо-западным простиранием (от 295 до 345º) и пологим юго-западным падением (5-12º, реже до 25-40º).

     Нижняя пачка представлена серыми, зеленовато-серыми, темно-серыми, песчаниками и кварцитопесчаниками, мелко – крупнозернистыми.

     Третья пачка сложена серыми, розовато-серыми кварцито-песчаниками с прослоями кварцитов и песчаников. Породы преимущественно средне-крупнозернистые, реже мелко-зернистые. Для второй пачки характерна более темная окраска, псаммитовая структура с типом цементации выполнения и базальным, наличие большого количества (до 10-12%) ортоклаза и микроклина.

     Образования Шокшинской свиты, отмечены в западной части месторождения и представлены розовыми, серовато-розовыми средне и крупнозернистыми кварцитами и кварцитопесчаниками, близкими к кварцитам, с прослоями кварц-хлорито-слюдистых сланцев, мощностью от долей мм до 3,9 м.

     В западной части участка развита интрузия габбро-диабазов, прослеженная вдоль всей западной границы. Габбро-диабазы – породы темно-серого цвета с зеленоватым оттенком, афанитовой, габбро-офитовой структур.

     Мощность толщи кварцито-песчаников на разведанной площади составляет 150 м.

     Характерной формой коренных выходов для кварцитопесчаников является  ступенчатая и сглаженная плитообразная.

     Породы разбиты на блоки различными системами трещин.

     Выделены следующие основные системы:

     Система пологих, пластовых трещин. Падение плоскостей трещин на юго-запад под углами 0-25º, расстояние между трещинами 0,1 – 2,0 м.

     Система вертикальных трещин широтного направления. Расстояние между трещинами   0,3 – 1,0 м.

     Система крутопадающих трещин (СЗ 320-335º). Падение плоскостей  вертикальное или на юго-запад под углом 85º. Расстояние между  трещинами 0,3- 2,0 м.

     Кварцитопесчаники с поверхности практически не затронуты процессами выветривания.

     Докембрийские образования перекрыты четвертичными отложениями (суглинки и супеси с гравием и валунами). Мощность четвертичных отложений колеблется от 0-1,0 м в центральной до 3,75 м и в западной части месторождения.

1.3. Гидрогеологические условия

     Рельеф района Рыборецкого месторождения кварцитопесчаников представлен сравнительно пологой равниной, наклоненной в сторону Онежского озера, прослеживающейся вдоль западного берега озера в виде полосы шириной до 1,5 км. С запада равнина ограничена двумя диабазовыми кряжами с крутыми и обрывистыми восточными склонами.  Высотные отметки подножья кряжей соответствуют 110-140 м. Абсолютная отметка уреза воды в озере составляет 33,7 м.

     В пределах границ Рыборецкого месторождения высотные отметки уменьшаются с запада на восток от 130 м. (подножье диабазового кряжа) до 75-80 м.  Конечная глубина отработки месторождения проектируемым карьером – горизонт  + 64 м.  Таким образом, дно карьера на 30 м. выше уровня озера, а расстояние между восточной границей карьера и Онежским озером составляет 2,4-2,6 км., что исключает возможность подтопления карьера водами озера.

     По данным геологоразведочных работ (Отчет, 1962 г., Военушкин И.Ф.) на месторождении скважинами вскрыты безнапорные трещинные воды на глубинах от 4,3 до 14 м. от поверхности земли. Абсолютные отметки уровня вод по скважинам снижались от 104,3 до 79,5 м. повторяя рельеф поверхности.

     Фильтрационные свойства кристаллических пород изучались до горизонта + 64 м.  Коэффициент фильтрации пород в пределах месторождения по результатам пробных откачек и наливов составлял 0,0001 – 0,0003 м/сут., удельный дебит (уд. водопоглощение) –0, 0025 – 0,015 л/сек. Полученные параметры указывают на слабую фильтрационную способность пород, которыми сложено месторождение.

     Четвертичные отложения, мощность которых в среднем составляет 1-1,5 м. и лишь в западной части достигает 3,5-3,75 м. существенного влияния на обводнение карьера не окажут.

     Водопритоки в карьер будут формироваться за счет:

  1.  Подземных вод, заключенных в полезном ископаемом;
  2.  Дождевых вод;
  3.  Ливневых вод;
  4.  Воды от снеготаяния;

1)  Приток воды в карьер за счет подземных вод.

По результатам геологоразведочных работ на месторождении прогнозный приток подземных вод в карьер площадью 500000 м2 на конец отработки ожидался 24,9 м3 /сут.

По результатам пересчета притока подземных вод в проектируемый карьер площадью 271300 м2   прогнозный водоприток составит 13,5 м3 /сут. или 0,56 м3 /час.

  1.  Приток воды в карьер за счет дождей.

По данным метеостанции п. Ладва из среднегодового количества осадков в виде дождей в районе  месторождения выпадает 320 мм в год в течение 140 дней в году. В среднем за одни сутки выпадает 0,0023 м на 1 кв. м площади. Приток за счет дождей с учетом коэффициента испарения 0,75 и коэффициента поверхностного стока 0,9  на конец отработки карьера составит: 0,0023 х 271300 х 0,75 х 0,9 =  421 м3 /сут  или 17,5 м3 /час.

  1.  Приток за счет ливней.

Ливнями считаются дожди со средней суточной нормой осадков более 15 мм. Среднее многолетнее суточное количество  ливневых осадков составляет 16,4 мм.

     Прогнозные притоки в карьер с учетом ливней составят: 0,0164 х 271300 х 0,75 х 0,9 = 3000 м3 /сут или 125 м3 /час.

     Ливни явление редкое на данной территории.

  1.  Приток за счет снеготаяния.

     Максимальная высота снежного покрова 0,39 м. при средней плотности снега 0,31. Средняя продолжительность снеготаяния -  25 дней. Интенсивность снеготаяния составит 0,39 х 0,31/ 25 = 0,0048 м /сут.   Коэффициент, учитывающий степень удаления снега от карьера при ведении горных работ – 0,5. Водоприток за счет снеготаяния на конец отработки составит: 0,0048 х 271300 х 0,5 х0,75 х 0,9 = 440 м3 /сут  или 18,3 м3 /час.

     Составляющие возможного водопритока в карьер на конец отработки приведены в таблице 1.1.

Таблица 1.1.

Составляющая водопритока

м3 /сут

м3 /час

Подземные воды

13,5

0,56

Дожди

421,0

17,5

Ливни

3000,0

125,0

Снеготаяние

440,0

18,3

     Расчет суммарного годового объема дождевых и талых вод проведен по формуле (СниП 2.04.03. – 85)

W = 10 H а F = 10 х 640 х 0,9 х 27,13 = 156270 м3 /год

Где H – слой жидких смешанных осадков, мм/год.

F – водосборная площадь, га.

а- коэффициент поверхностного стока.

     Следует отметить, что наблюдение за притоками в существующий карьер на горизонте + 74 м.  не проводилось, также как и специальных мероприятий по водоотведению.

1.4. Запасы полезного ископаемого

     Месторождение представлено двумя участками: западным и восточным, разделенными автодорогой. Западная часть участка детально разведена по категориям  А + В + С1  до  горизонта  + 64 м., а запасы восточного участка оценены по категории С2 до горизонта + 40 м.

     На основании проведенных в 1961 г. геологоразведочных работ на месторождении выявлены и утверждены ТКЗ  запасы кварцито-песчаников, габбродиабазов и сланцев по состоянию на 1.01.1962 г.: в следующих количествах:

        Категории А  - 2037,5 тыс. м3   (в т.ч. сланцев 11,5 тыс. м 3);                                          

        Категории В  -  4919,2 тыс. м3   (в т.ч. сланцев 71,8 тыс. м 3);

        Категории С1 - 9833,5 тыс. м3   (в т.ч. сланцев 61,8 тыс. м 3);

     Итого кат. А +В +С1  в количестве 16790 тыс. м3   (в т.ч. сланцев 145,1 тыс. м 3) и кат.    С2 в количестве 6175 тыс. м 3.  Запасы кат. А +В + С1 подсчитаны до горизонта + 64 м.,  кат. С2  до горизонта + 40 м (на второй площади).

     Промышленные запасы на площади карьера ранее были частично отработаны.

     Запасы  кварцито-песчаников месторождения Рыборецкое утверждены протоколом заседания ТКЗ при Комитете природных ресурсов по республике Карелия № 44-03 от 23.12.2003 г.   и составляют по категориям:

А                           - 1070,0 тыс. м 3;

В                           - 2921,0 тыс. м 3;

С1                          - 7639,5 тыс. м 3;

А +В +С1             - 11630,5  тыс. м 3;

С2                          - 5773,0    тыс.;

     В настоящее время ООО «Карелкамень» завершило оценку западной части месторождения Каккаровское, которое в перспективе планируется использовать в качестве сырьевой базы для производства щебня на проектируемой ДСУ.  Геологический отчет по оценке Каккаровского месторождения габбродиабаза прошел госэкспертизу с утверждением запасов в количестве 40184,6  тыс. м 3 (по категориям  В и С1).

   

1.5. Минеральный и химический состав

     Основной состав и вид минералов и габбро-диабаза и кварцито-песчаников представлен в таблице 1.2.

Таблица 1.2.

Минералы

Содержание, %

кварцито-песчаники

габбро-диабазы

Плагиоклаз

0,41

26,1-46,4

Пироксен

-

13,0-28,9

Магнетит

3,3

2,8-10,9

Калиевый полевой шпат

56,7

9,3-21,85

Кварц

23,9

0-4,1

Кварц-ортоклазовые микропегматитовые срастания

-

0-12,6

Амфибол

12,6

5,0-14,0

Биотит

3,4

0,7-1,3

Хлорит

-

-

Апатит

0,2

0,6-0,9

Сфен

-

-

Эпидот + клиноцоизит

-

-

1.6. Физико-механические свойства

     Изучение физико-механических свойств кварцито-песчаников и габбро-диабазов, лабораторные испытания по определению эффективной активности естественных  радионуклидов и петрографические исследования проведены в лаборатории ИГ КНЦ РАН. Качественные показатели щебня из кварцито-песчаников оценивались на соответствие требованиям ГОСТ 8267-93 «Щебень и гравий из плотных горных пород для строительных работ», ГОСТ 25607-94 «Смеси щебеночно-гравийно-песчаные  для покрытий и оснований автомобильных дорог и аэродромов».

Таблица 1.3.

Наименование

Значение

Примечание

1.Плотность, т/м3

2,58-3,09

2. Объемная масса, т/м3

ср. 2,9

3. Коэффициент разрыхления

1,5

4 . Насыпная плотность , т/м3

1,7

5. Предел прочности при сжатии, МПа:

-   в сухом состоянии

940-2300

-   в водонасыщенном состоянии

860-1440

-   после замораживания

890-1200

б. Морозостойкость

F- 1ОО,   F-50

7. Водопоглощение, %

0,25-0,42

8 . Марка по дробимости щебня

1200

9. Содержание зерен слабых пород, %

1,59-3,46

10. Содержание глинистых частиц, %

0,07-0,09

11. Содержание SiO2, %

0,01

12 . Влажность , % :

-   естественная;

1-3

2. Горная часть

2.1  Современное состояние горных работ и перспективы развития предприятия

Состояние горных работ в карьере на текущий момент

     Рыборецкое  месторождение кварцито-песчаников разрабатывалось с 1961 года, а  с 1997по 2002 год разработка его не велась. С 2002 года разработку месторождения производит ООО «Карелкамень».

     ООО «Карелкамень» является сложившимся предприятием разрабатывающим «Рыборецкое» месторождение кварцито-песчаников с 2002 года. На данный момент в карьере ведутся горные работы в северо-западной части месторождения на горизонте с абсолютной отметкой +94,0 м.  Разработка карьера ведётся одним добычным уступом высотой до 10,0 метров, и одним  вскрышным уступом.

     Добычные работы производятся с предварительным рыхлением массива буровзрывным методом скважинными зарядами. Разрыхленная горная масса грузится с помощью экскаватора ЭКГ-5А прямая лопата в автосамосвалы и транспортируется в приёмный бункер дробильно-сортировочной установки. Переработанный щебень вывозится на буферные склады  для временного складирования готовой продукции в отсутствии навигации и  причал  в период отгрузки продукции потребителям.

     Вскрышные породы удалены на большей части месторождения, оставшийся объём вскрыши, по данным маркшейдерского замера, составляет 48,5 тыс. м3. Отвал вскрышных пород размещается вдоль западной границы карьера за пределами горного отвода в пределах земельного отвода предприятия.

     Вскрышные работы ведутся с помощью  экскаватора «Volvo360» с последующей транспортировкой вскрыши во внешний отвал.

     В настоящее время на карьере закончены горно-капитальные работы, в июне 2007 года сдана в эксплуатацию  ДСУ  фирмы  «Sandvik».

2.2. Перспективы развития предприятия

     Выход на проектную мощность ДСУ «Sandvik» согласно п.2.2.4. [5] , должен быть достигнут в течение 2-х лет, производительность карьера на этот период принимается:

  - 1 год (64% от проектной производительности) – 230,0 тыс. м3 горной массы;

  - 2 год (100% от проектной производительности) – 360,0 тыс. м3 горной массы.

     

     В настоящем дипломном проекте рассмотрена отработка месторождения на 15-ти летний период до горизонта + 64 м, при той же годовой производительности карьера по добыче полезного ископаемого, исходя из следующих расчётов:

  - При отработке месторождения оптимальным решением для обеспечения наиболее полного извлечения запасов и минимальных потерь минерального сырья являлось бы внешнее заложение бортов карьера. Однако, в связи с тем, что участок работ ограничен по периметру лесными землями, разработку месторождения предусматривается производить с внутренним (северный борт) и частично с внешним заложением бортов карьера в пределах земельного отвода.

 - Удаление вскрышных пород, в соответствии с требованиями, предусматривается с учётом оставления на кровле полезного ископаемого предохранительной бермы шириной не менее 6,0 м.

 - При эксплуатации месторождения предполагается проведение эксплуатационных геологоразведочных работ для прироста запасов к западной и северной границам месторождения то, в период разработки предусматривается постановка  в конечное положение только восточного борта карьера, путём сдваивания добычных уступов, оставления между сдвоенными уступами бермы безопасности шириной 10,0 метров

(согласно требованиям норм технического проектирования), при этом вскрышной уступ совмещается с добычным.

 - Угол откоса уступов в конечном положении (угол погашения уступов) составит 70º, согласно данным, что обеспечит долговременную устойчивость бортов карьера. Угол откоса рабочих бортов и бортов, не поставленных в конечное положение, согласно требований п.51[1], принимаем равным 80º.

     Учитывая то, что месторождение будет доразведываться,  при отработке горизонтов необходимо оставлять вдоль рабочих бортов бермы шириной равные ширине минимальной рабочей площадки на уступе. Таким образом, принимая во внимание всё вышеизложенное, разработка месторождения в пределах данного горного отвода возможна на шести 10-ти метровых уступов до горизонта  +6 4м.

     План отработки месторождения на конец первого периода (конец 15-го года) с разрезами и въездными траншеями приведён на чертеже 090500-4-ЗУОГР-ДП-4, листе 4.

     Вследствие внутреннего заложения восточного борта карьера будут иметь место эксплуатационные потери 1-ой группы.

     Баланс запасов полезного ископаемого, нормативных потерь и вскрышных пород на весь период разработки месторождения приведены в таблице 2.1.

                                                                                                                                           Таблица 2.1

Наименование показателей

Ед.изм.

Количество

1.Геологические балансовые запасы месторождения на 01.01.07 г.

тыс.м3

13652

2.Геологические запасы, вовлекаемые в разработку

тыс.м3

5408,4

3.Эксплуат-ные потери в восточном борту карьера

тыс.м3

516,4

4.Промышленные запасы месторождения, вовлекаемые в разработку

тыс.м3

4892

5.Коэф. потерь балансовых запасов при разработке

0,08

6.Коэф. извлечения полезного ископаемого из недр

0,920

7.Объём извлекаемых вскрышных пород

тыс.м3

48,5

8.Эксплуатационный коэффициент вскрыши

м33

0,007

     Превышение коэффициента эксплуатационных потерь первой группы, 8% вместо допустимых 5% согласно требованиям норм технического проектирования карьеров, объясняется тем, что в отработку на первом этапе вовлечены не все разведанные и утверждённые запасы полезного ископаемого, а только 47% от них. При дальнейшей разработке месторождения, вследствие внешнего заложения северного и западного бортов карьера, потерь балансовых запасов в них не предусматривается, а, следовательно, общий по месторождению коэффициент эксплуатационных  потерь первой группы не превысит нормативного.

2.3. Режим работы и основные показатели горных работ

 

2.3.1. Режим работы предприятия

     Так как отгрузка готовой продукции возможна только водным транспортом, то работа предприятия приурочивается к сезону навигации, который длится с мая по ноябрь.

Кроме того,  разработка карьера в зимний период ведёт к увеличению затрат на производство, и существуют температурные ограничения (до - 15ºС) оговоренные производителем дробильно-сортировочного оборудования. Наиболее холодными месяцами являются январь и февраль.

     Учитывая всё вышеперечисленное, принимаем режим работы предприятия – сезонный,

с марта по декабрь включительно, в течение 10-ти месяцев 300 дней в году. График работы – 2 смены по 12 часов.

     Так как на момент сдачи карьера в эксплуатацию вскрышные работы проведены на большей части месторождения и обеспеченность подготовленными запасами составляет не менее 2-х лет, что видно на плане карьера (лист 1). Кроме того, учитывая погодные условия и основной период выпадения осадков, принимаем ведение вскрышных работ в одну 12-ти часовую смену с июня по сентябрь включительно продолжительностью 120 смен. Данные по режиму работы и производительности карьера приведены в таблице 2.2.

                                                                                                                                      Таблица 2.2.

Показатели

Единицы измерения

Добыча

Вскрыша

1.Годовая производительность

тыс. м3/тыс. т

360/950400

48,5/97

2.Число рабочих дней в году

дни

300

120

3.Число смен в сутки

смены

2

1

4.Сменная производительность

м3

600/1584

404,2/808,4

5.Продолжительность смены

ч

12

12

6.Часовая производительность

м3

50/132

33,7/67,4

 

2.3.2.  Календарный план горных работ

   Положение горных работ на начало 2007 года и конец 15-го годов отработки месторождения приведены соответственно на чертежах 090500-4-ЗУОГР-ДП-5 и 090500-4-ЗУОГР-ДП-4.

  Объёмы горных работ по годам и горизонтам отработки представлены в таблице 2.3.

              Таблица 2.3.

Наименование работ

Объём, тыс. м3

В том числе по годам, тыс.м3 

1

2

3

4

5

6÷10

11÷15

Добычные:

  - гор. + 114,0 м

243,5

230,0

13,5

-

-

  - гор. + 104,0 м

443,98

-

346,5

97,48

-

  - гор. + 94,0 м

606,24

-

-

262,52

-

343,72

-

  - гор. + 84,0 м

722,7

-

-

16,28

360,0

346,42

  - гор. + 74,0 м

752,42

-

-

-

-

-

-752,42

    -гор + 64,0м  

2123,01

-

-

-

-

-

701,16

1421,9

Итого:

4891,85

230,0

360,0

360,0

360,0

360,0

1800,0

1421,9

Вскрышные

48,5

48,5

-

-

-

-

-

-

2.3.3. Основные показатели по горным работам

   Основные показатели по горным работам на 15-ти летний период разработки месторождения сведены в таблице 2.4.

                                                                                                                              Таблица 2.4.

Наименование показателей

Ед. изм.

Величина

1.Общие показатели

1.1.Геологические балансовые запасы м-ния на 1.01.07

тыс.м3

13652

1.2.Геологические запасы, вовлекаемые в разработку   

тыс.м3

5408,4

1.3.Эксплуатационные потери в восточном борту

тыс.м3

516,4

1.4.Промышленные запасы, вовлекаемые в разработку

тыс.м3

4892

1.5.Коэф. потерь балансовых запасов при разработке

0,080

1.6.Коэф. извлечения полезного ископаемого из недр

0,920

1.7.Объём  вскрышных пород

тыс.м3

48,5

1.8.Эксплуатационный коэффициент  вскрыши

м33

0,007

2.Производительность и режим работы карьера

2.1.Годовая производительность

  - по добыче

  - по вскрыше

тыс.м3

тыс.м3

360,0

48,5

2.2.Рассматриваемый период разработки карьера

лет

19

2.3.Число рабочих дней в году

  - на добыче

  - на вскрыше

дн.

Дн.

300

120

2.4.Число рабочих смен в сутки

   - на добыче

   - на вскрыше

см.

см.

2

1

2.5.Продолжительность смены

  - на добыче

  - на вскрыше

ч

ч

12

12

3.Показатели и параметры системы разработки

3.1.Высота добычного уступа

м

10,0

3.2.Высота развала взорванной горной массы

м

10,1

3.3.Ширина рабочей площадки

м

54,0

3.4.Угол откоса рабочего борта

гр.

80,0

3.5.Угол откоса нерабочего борта

гр.

70,0

3.6.Угол откоса борта карьера в конечном положении

гр.

58,0

                                                                                                                                                                                  

2.4 Система разработки и комплексная механизация горных работ

2.4.1. Выбор системы разработки карьера

     При разработке Рыборецкого месторождения принята поуступная система разработки с углубкой карьера комбинированными (продольными и поперечными) заходками с горизонтальными уступами и внешним отвалообразованием.

     Основные параметры системы разработки определены в соответствии с «Едиными правилами безопасности при разработке месторождений полезных ископаемых открытым способом» и «Нормами технологического проектирования предприятий промышленности нерудных строительных материалов».

2.4.2. Определение элементов системы разработки

     Разработку карьера предусматриваем вести горизонтальными уступами, высота которых определяется в соответствии с параметрами применяемого горного оборудования и условиями обеспечения безопасности ведения горных работ.

     Исходя из данных п.2.2. угол откоса рабочих добычных уступов α = 80º, а угол откоса нерабочих уступов ά = 70º, угол откоса борта карьера в конечном положении β = 58º.

     Высота добычных уступов принята Н=10,0 м, что обеспечивает высоту развала взорванной горной массы Нр.=13,5 м. Высота  развала  не превышает высоту черпания предусмотренного к применению экскаватора ЭКГ-5А.

     Минимальная ширина рабочей площадки в соответствии с п.53 определяется из условия безопасного расположения на ней горного и транспортного оборудования и транспортных коммуникаций.

     Минимальная ширина рабочей площадки составляет:

Шрп = Во + с + Шд + m + Шв + ℓ, м,  (2.1)

где:  Во – ширина развала от его нижней бровки до нижней бровки уступа в                     

        целике, Во = 33,3 м;

        с – расстояние от развала горной массы до автодороги (ширина обочины),

        с = 2,5 м;

        Шд – ширина проезжей части автодороги, Шд = 13 м;

         m – расстояние от края проезжей части до нижней бровки

        предохранительного вала, m = 1,0 м;

            Шв – ширина предохранительного вала:

 Шв =2,5 × hв = 2,5 × 1,0 = 2,5 м, (2.2)

    где : hв – высота предохранительного вала, hв = 1,0 м;

    ℓ - расстояние от нижней бровки предохранительного вала до верхней бровки откоса               уступа, ℓ = 2,0 м.

Имеем:

Шрп = 33,3 + 2,5 +13 + 1,0 + 2,5 + 2,0 = 54,2 м.

Проверим полученное значение на возможность кольцевого разворота автотранспорта в конце тупиковых автодорог в соответствии с п.5.50.:

Шрп  ≥ 2,5 × Rа/с + 2 × с’, м, (2.3)

    где : Rа/с – минимальный радиус разворота автосамосвала, для БелАЗ-7523

            Rа/с = 10,2 м (приложение 16 [5]);

            с’ – минимальное расстояние между автосамосвалом и уступом,

            с’ = 1,0 м;

54,2 м ≥ 2,5 × 10,2 + 2 × 1,0

54,5 м ≥ 27,5м

Минимальная ширина рабочей площадки соответствует условию безопасного расположения на ней горного и транспортного оборудования и транспортных коммуникаций.

Принимаем минимальную ширину рабочей площадки равной 54,2 м.

     Ширину площадки на кровле нижнего подуступа, на которой располагается экскаватор, принимаем равной ширине экскаваторной заходки, что составит 13,5 м.

     Ширина траншей должна быть не менее ширины рабочей площадки без учёта ширины развала взорванной горной массы, то есть не менее 21,0 м.

     Параметры основных элементов разработки карьера на примере первого горизонта приведены в таблице 2.5.

Таблица 2.5.

Основные элементы

Ед.изм.

Параметры элементов

проектные

фактические

Отметка рабочих горизонтов:

- вскрышной

- добычной +114,0 м

м

м

По рельефу кровли

+ 114,0

По рельефу кровли

+ 114,0

Высоты уступов по горизонтам:

- вскрышной

- добычной + 114,0 м

м

м

до 2,0

до 10,0

до 2,0

до 10,0

Высота развала горной массы         

м

26

             26

Углы откосов уступов:

- вскрышной

- добычной

град.

град.

30

80

30

80

Угол откоса в развале горной массы

град.

50

50

Минимальная ширина рабочих площадок:

- на вскрышном горизонте

- на добычном горизонте + 114,0 м

м

м

22,0

54,2

200,0

100,0

 

2.4.3. Структура и элементы комплексной механизации

     Комплекс горного производства при эксплуатации карьера включает в себя следующие технологические процессы:

  - вскрышные работы;

  - буровзрывные работы по рыхлению полезного ископаемого;

  - экскавация взорванной горной массы;

  - транспортирование полезного ископаемого и вскрыши;

  - отвалообразование.

     Добычные работы предусматривается вести с предварительным рыхлением массива  буровзрывным способом, методом скважинных зарядов.

     Для бурения скважин принимаем буровой станок шведской фирмы «Атлас-Копко»  ROC-L6 с диаметром долота 115мм. Дробление негабарита предусматриваем осуществлять гидромолотом.

     Взрывные работы производятся специализированной подрядной организацией по графику, в соответствии с требованиями  и проекту.

     Погрузку горной массы предусматривается производить экскаватором «ЭКГ-5А» прямая лопата с ковшом ёмкостью 5,4 м3. Горная масса отгружается в автосамосвалы «БелАЗ-7523» (грузоподъёмностью 40 т) или «БелАЗ-7522» (грузоподъёмностью 30 т).

     В связи с небольшой мощностью вскрыши её удаление предусматривается производить с предварительным перемещением бульдозером ДЗ-171 в навалы. Отгрузка с навалов производится погрузчиком «Caterpillar-988». Вскрышные породы отгружаются в автосамосвал «БелАЗ-7522» и транспортируются в отвал.

     Вскрышные породы предусматривается складировать во внутреннем одноярусном бульдозерном отвале, расположенном  в северной части земельного отвода за границами горного отвода.

     Элементы системы разработки приведены на чертеже 090500-4-ЗУОГР-ДП-6.

2.5  Вскрытие рабочих горизонтов карьера

     Учитывая, что запасы месторождения предполагается доразведать в процессе эксплуатации карьера, а значит, для дальнейшей разработки горизонтов в направлении прироста запасов полезного ископаемого необходимо оставить на горизонтах минимальные по ширине рабочие площадки, в пределах данного горного отвода разработка возможна только на пять добычных уступов до отметки +64,0 м. Далее необходимо решать: либо доразведать запасы полезного ископаемого и расширить границы горного и земельного отводов на север, запад и юго-запад; либо дорабатывать месторождение в пределах данного горного отвода с погашением вскрытых уступов и углублением карьера до разведанной отметки - горизонта +44,0 м, что составит ещё два уступа.

     Принимая во внимание вышесказанное, разработку месторождения, в рассматриваемый 15-летний период, возможно вести 5-ю добычными уступами с отметками рабочих  горизонтов +114,0 м, +104,0 м, +94,0 м, +84,0 м, 74,0 м и одним вскрышным уступом, отметка подошвы которого совпадает с рельефом кровли полезного

ископаемого. Горизонты отрабатывается последовательно.

     В связи с тем, что в настоящее время добычные работы ведутся в северо-западной части карьера на горизонте +94,0 м, вскрытие данного горизонта не требуется. Продвижение фронта работ на горизонте  +94,0  м планируется в южном и северо-западном направлениях.

    Вскрытие нижележащих горизонтов планируем осуществлять системой поступательных внутренних траншей.

    В северной  части,  у границы горного отвода подошва добычного горизонта +114,0 м выйдет на дневную поверхность и совпадёт с рельефом кровли полезного ископаемого, что удобно, вместе с близким расположением приёмного бункера ДСУ,  для проходки врезной траншеи и вскрытия нижележащего горизонта с отметкой +64,0 м. Вскрытие горизонта +64,0 м осуществляем траншеей  впоследствии преобразуемой в полутраншею (внутреннего заложения с организацией автомобильного съезда,с уклоном 0,006 промили)  пройденной по восточному борту карьера. Ширину основной въездной  траншеи принимаем (впоследствии полутраншеи) в соответствии с принятым видом оборудования равной ширине однополосной автодороги с учётом предохранительного вала, по данным  для наших условий ширина дороги Шд = 19,5 м. По данным и в соответствии с требованиями принимаем продольный уклон для вскрывающих траншей  = 80‰, тогда длина траншеи составит – 187,5 м. Транспортную связь с горизонтом +64,0 м предусматриваем осуществлять по траншее и далее по карьерным автодорогам, пройденным по поверхности горизонта

+76,0 м.

     Ввод в разработку гор. +64,0 м согласно таблице 2.3. планируется в конце 8-го года. Продвижение фронта добычных работ на этом горизонте планируется в западном и южном направлениях.

     Вскрытие горизонта +64,0 м предполагается осуществлять траншеями, пройденными в северо-восточной  части карьера. Параметры этих  и последующих траншей принимаются аналогичными траншее, пройденной на гор. +74,0 м.

     Ввод в эксплуатацию гор. +74,0 м планируется на конец 6-го года.  Продвижение фронта добычных работ на гор. +74,0 м и +64,0 м планируется в  южном направлении.

     Горные работы в карьере предусматривается вести продольными и поперечными заходками с параллельным многосторонним продвижением фронта работ.

     Положение горных работ на конец рассматриваемого в проекте периода приведено на чертеже 090500-4-ЗУОГР-ДП-4.

2.6 Технология и механизация производственных процессов вскрышных и добычных работ

2.6.1. Добычные работы

   Полезное ископаемое представлено крепкими скальными породами объёмной плотностью 2,64 т/м3;  IX-X категории крепости по СНиП – 1982 г.;

коэффициент крепости по шкале проф. Протодьяконова ( f ) – 13.

2.6.1.1  Подготовка горной массы к выемке

     Так как полезное ископаемое относится к весьма крепким горным породам с f = 13, то подготовка горной массы к выемке возможна только буровзрывным способом.

     На карьере принят буровзрывной способ методом наклонных скважинных зарядов. Бурение скважин осуществляется буровым станком фирмы «Атлас-Копко» ROC-L6 с диаметром долота 115 мм. Угол наклона скважины соответствует углу откоса уступа - 80º.

     Для обеспечения угла погашения уступов предусматриваем проводить контурное взрывание путём бурения скважин под углом 70º с расстоянием между скважинами 2,5 м и уменьшения величины заряда в скважине в 1,3 раза.

     Годовой объём обуриваемого и взрываемого  полезного ископаемого соответствует годовой производительности карьера – 360,0 тыс. м3 в плотном теле.

     Разделку негабарита предусматривается осуществлять гидромолотом.            

     Взрывные работы производятся специализированной подрядной организацией ООО «Карелвзрывпром», имеющей лицензию на данный вид деятельности. Хранение и доставка взрывчатых веществ обеспечиваются этой же организацией.

2.6.1.2  Буровые работы

     Бурение скважин осуществляется буровым станком фирмы «Атлас-Копко» ROC-L6 с погружным пневмоударником  СОР-44 и диаметром долота 115 мм. Буровой станок самоходный на гусеничном ходу с дизельным двигателем, системой гидродомкратов для выставления станка в горизонтальное положение, выносной мачтой на шарнирно-сочленённой стреле с гидроприводом, что позволяет бурить скважины под любым углом от 0 до 90 градусов. Станок имеет трёхстадийную аспирационную установку для пылеподавления. Погружной пневмоударник обеспечивает техническую скорость бурения по данному полезному ископаемому равную 0,64 м/мин. На мачте имеется кассета для буровых штанг ёмкостью на шесть штанг длиной  по 4 и  5 метра с автоматической системой сборки-разборки бурового става. Буровые коронки (долота) армированы твёрдосплавными штырями впаянными в рабочую поверхность долот. Средняя проходка долота между заточками составляет 30 метров. Заточка долот производится на специальном станке с применением шаблонов. Проходка одним долотом (срок службы) составляет 200÷300 метров.

     Обуривание размеченных блоков осуществляется без закрепления за экскаватором, бригадным методом по скользящему графику в две смены. На время ремонтов, ТО  и проведения массовых взрывов станок удаляется из карьера на промплощадку.

     Блоки под бурение размечаются маркшейдерской службой с указанием глубины бурения каждой скважины и по окончании буровых работ этой же службой принимаются. Устья скважин перекрываются защитными колпаками.

     Годовой, месячный объём, сменная производительность, а так же другие основные показатели буровых работ приведены в таблице 2.6.

                 

                            

Таблица 2.6.

Основные показатели

буровых работ

Ед.

изм.

Значения

Годовая производительность (с учётом 10% потерь скважин)

п/м

42540

Кол-во рабочих дней в году

300

Средняя суточная производительность

п/м

141,8

Кол-во смен

2

Средняя сменная производительность

п/м

70,9

Месячный объём бурения

п/м

4254

Продолжительность смены

час

12

Сетка скважин

м

3,7×3,7

Глубина скважин на гор. +114,0 м

м

от 3,0 до 11,5

Глубина скважин на нижележащих горизонтах

м

11,5

Глубина перебура

м

от 1,0 до 1,5

Угол наклона скважин

град.

80

Диаметр скважин

м

0,115

Списочное кол-во станков

шт

1

2.6.1.3  Взрывные работы

     Качеству буровзрывных работ уделяется особое внимание, и основной задачей является подбор оптимального сочетания всех факторов для получения качественной горной массы, так как это, в конечном итоге, напрямую влияет на все последующие технологические процессы и результат работы карьера в целом. Кондиционным считается кусок горной массы, любая из сторон которого не превышает 900 мм, всё что выше - относится  к негабариту и подлежит дополнительной разделке. Выход негабарита не должен превышать 5% от общего количества взорванной горной массы. На каждый массовый взрыв блока составляется проект производства буровзрывных работ, в котором указывается тип ВВ, конструкция заряда в скважине, схема коммутации, направление и место инициирования, размеры блока, общий расход ВВ, средства взрывания, основные мероприятия по технике безопасности.

     До 2007 года при проведении взрывных работ на карьере использовались следующие ВВ:

- для обводнённых скважин применялся «Граммонит 30/70»;

- для сухих скважин применялся «Граммонит 79/21».

     В качестве основного метода взрывания принимается метод вертикальных скважинных зарядов при многорядном их расположении и короткозамедленном взрывании.

     При отработке уступа в его граничном положении бурятся оконтуривающие скважины с углом наклона 70 градусов для придания нерабочим бортам карьера проектного угла откоса.

     При основном взрывании применяются сплошные удлинённые скважинные заряды с забойкой инертным материалом (отсевом дробления). При длине заряда более 6 м. для инициирования основного заряда устанавливаются два боевика, один в нижней части на уровне подошвы уступа, другой в верхней части на уровне 0,5-1,0 м от верхней кромки заряда.

     Короткозамедленное взрывание скважинных зарядов осуществляется электрическим способом  с применением детонирующего шнура, пиротехнических реле и электродетонаторов  мгновенного и короткозамедленного действия.

     С 2007 года применяется эмульсионное ВВ «Сибирит-1200». При использовании данного ВВ применяется сплошной заряд. Не допускается образование в заряде воздушных, водных промежутков или породных пересыпок. В качестве промежуточных детонаторов применяются шашки-детонаторы Т-400Г или патроны аммонита 6ЖВ общей массой не менее 400 грамм, которые инициируются неэлектрическими волноводными системами инициирования «Эделин», поверхностная сеть монтируется из детонирующего шнура ДШЭ-12. Для дублирования внутрискважинной сети в скважину устанавливаются два промежуточных детонатора. Схема конструкции заряда приведена на рис.1.

Схема конструкции заряда ЭВВ «Сибирит-1200»

  

Рис.1.

    

Сравнивая результаты качества получаемой горной массы, следует отдать предпочтение ЭВВ «Сибирит-1200» с наклонными скважинами и трапециевидной схемой вруба. Так как:

- уменьшился выход негабарита;

- дробление стало более равномерным (усреднился кусок);

- уменьшилась высота развала горной массы;

- снизилось количество и глубина заколов в массив, борта по отбитому      

  пространству стали более ровными;

- улучшилась проработка подошвы;

- снизилось время проведения массового взрыва;

- за счёт увеличения сетки скважин при том же объёме отбиваемой от массива горной массы объём буровых работ снизился на 8,5%.

     Всё вышесказанное положительным образом повлияло на ведение горных работ в карьере: улучшились условия экскавации, снизились износ и частота поломок горного оборудования, улучшились транспортные условия, снизилась нагрузка на узел первичного дробления ДСУ, и т.д. Как следствие, повысилась производительность карьера в целом, и улучшились условия  и безопасность труда.

     Проведём проверочный расчёт для обоснованности применения эмульсионного ВВ «Сибирит-1200».

     Определим удельный расход эталонного ВВ.

Для определения удельного расхода эталонного ВВ, необходимого для разрушения единицы объёма данной горной породы воспользуемся эмпирической формулой предложенной акад. Ржевским В.В.:

 qэ = 0,2 × (σсж + σсдв + σраст) + 2 × γ, г/м3, (6.1)

где :   σсж - предел прочности горной породы на сжатие, по данным геологического

         отчёта ,средняя величина σсж = 230,0 МПа;

σсдв - предел прочности горной породы на сдвиг, по данным геологического

отчёта [4],средняя величина σсдв = 35,5 МПа;

σраст - предел прочности горной породы на растяжение, по данным

геологического отчёта, средняя величина σраст = 19,7 МПа;

γ – плотность горной породы, γ = 2,9 г/см3.

Подставив значения, имеем:

qэ = 0,2 × (230 + 35,5 + 19,7) + 2 × 2,9 = 62,84 г/м3.

  Данная горная порода относится к 5-му классу – исключительно трудновзрываемые горные породы, по данным стр. 94 [11].

  Определим расчётную линию наименьшего сопротивления по подошве.

Воспользуемся формулой :

 W = 0,9 × √(p : q ) = 0,9 × √(12,97 : 0,75) = 3,74м ≈ 3,7м, (6.2)

где : p – вместимость одного погонного метра скважины,

p = 7,85 × d2 × ∆ = 7,85 × 1,152 × 1,25 = 12,97 кг/м, (6.3)

       где: d – диаметр скважины в дециметрах, d = 1,15дм;

              ∆ - плотность заряжания ВВ, кг/дм3. По данным таб.7.7 [9] для ЭВВ                              

«Сибирит-1200» ∆ = 1,25 г/см3;

       q – удельный расход ВВ, необходимый для разрушения 1,0 м3 горной

       породы,

q = qэ × kвв = 0,6284 × 1,2 = 0,82 кг/м3, (6.4)

       где: kвв - поправочный коэффициент для данного ВВ. По данным

             таб.7.3. [9] для ЭВВ «Сибирит-1200» kвв = 1,20.

     Руководствуясь рекомендациями п.9.6 и п. 9.9  примем наклонные скважины параллельные откосу уступа (угол наклона - 80º), что позволит иметь равное удаление обнажённой боковой поверхности уступа от центра заряда, потребует меньших затрат энергии на разрушение и перемещение отделяемой горной массы от массива, и обеспечит более равномерное её дробление.

     Проверим выбор ЛНС по условиям безопасности:

  WбезW = 3,7 м > с = 2,0 м, (6.5)

где: с = 2,0 м – минимальное допустимое безопасное расстояние от верхней бровки уступа до бурового станка п.73 [1].

Так как условие безопасности выполняется, принимаем расстояние от верхней бровки уступа до первого ряда скважин равным W = 3,7 м.

     Определим сетку скважин a × b.

Здесь, a – расстояние между скважинами, b – расстояние между рядами скважин.

 а = m × W = 1,0 × 3,7 = 3,7 м, (6.6)

 где: m = 0,8 ÷ 1,2 – коэффициент сближения скважин. Принимаем m = 1,0.

 b = (0,85 ÷ 1,0) × W = (0,85 ÷ 1,0) × 3,7 = 3,14 ÷ 3,7 м, (6.7)

Как правило, принимают квадратную сетку скважин когда a = b, тогда примем b = 3,2 м.

     Определим параметры заряда и скважин. Вес заряда в скважине:

 Qзар = q × a × b × H = 0,75 × 3,7 × 3,7 × 10,0 = 102,67 кг. (6.8)

Длина заряда в скважине:

зар = Qзар : p = 102,67 : 12,97 = 8 м. (6.9)

Длина скважины:

скв = ℓзар + ℓзаб = H + ℓпереб, (6.10)

где: ℓпереб  - глубина перебура скважины, по данным стр. 203 [9] :

переб  = 0,5 × q × W = 0,5 × 0,75 × 3,7= 1,38 м; (6.11)

     по данным стр.99 [11] :

переб = (10 ÷ 15) × d = (10 ÷ 15) × 0,115 = 1,15 ÷ 1,72 м. (6.12)

Принимаем ℓпереб = 1,5 м.

Подставив полученные значения в формулу 6.10, имеем:

скв = 10 + 1,5 = 11,5 м.

Тогда, исходя из соотношения равенства в формуле 6.10, получим:

заб = ℓскв  – ℓзар = 11,5 – 8 = 3,5 м. (6.13)

Определим выход горной массы с одного метра скважины:

 Vг.м.скв = ( a × b × H ) : ℓскв = 3,7 × 3,7 × 10,0 : 11,5 = 11,9 м3/м. (6.14)

Определим ширину развала взорванной горной массы:

Вр = Во + W + b × (n – 1) = 26,16 + 3,7 × (4 – 1) = 37,2 ≈ 37,0 м, (6.15)

где: n – число рядов скважин взрываемого блока, n = 4;

      Во – ширина развала от нижней бровки уступа (в положении «до взрыва»),

      находим по эмпирической формуле:

Во = 3,5 × H × 4F × 3√(q : H) × (0,65 + 0,35 × cos φ) =  (6.16)

= 3,5 × 10× 4√10 × 3√(0,75 : 10) × (0,65 + 0,35 × cos 0º) = 26,16 м,

где: F – группа грунтов по СНиП;

      φ – угол между линией одновременно взрываемых зарядов и откосом

      уступа, в нашем случае φ = 0º.

Высота развала взорванной горной массы:

 Hр = H × 4√(n : q × H) = 10 × 4√(4: 0,75 × 10) = 26,9 м. (6.17)

  Проведём расчёт радиусов взрывоопасных зон.

  Определим расстояние, безопасное для людей по разлёту отдельных кусков породы.

 Rразл = 1250 × ηз × √(f × d : (1 + ηзаб) × а) =  (6.18)

= 1250 × 0,695 × √(13 × 0,115 : (1 + 1,0) × 3,7) = 390,4 м,

где: ηз – коэффициент заполнения скважины ВВ,

 ηз = ℓзар : ℓскв = 8 : 11,5= 0,695; (6.19)

       ηзаб – коэффициент заполнения скважины забойкой,

 ηзаб = ℓзаб : ℓн = 3,5 : 3,5 = 1,0,  (6.20)

здесь: ℓн – величина заполнения свободного пространства скважины забойкой, ℓн = 3,5 м – полное заполнение пространства забойкой.

Полученное по формуле (6.18) значение rразл необходимо округлить до большего кратного 50-ти метрам. Принимаем rразл = 400 м – это и будет радиус границы опасной зоны по разлёту осколков породы для людей.

  Определим сейсмически безопасное расстояние для зданий и сооружений.

Расстояние при одновременном взрыве всего заряда блока:

 rс.о = kr × kc × α × 3Qзар.об = 6 × 1 × 1 × 3√15000 = 148 м, (6.21)

где: kr – коэффициент, зависящий от свойств грунта на котором стоят здания.

     Для промплощадки карьера kr = 6;

      kc – коэффициент, зависящий от типа зданий. Для промплощадки карьера  kc = 1;

       α – коэффициент, зависящий от условий взрыва. Для взрыва по рыхлению α = 1;

      Qзар.об = 15000 кг – общий вес заряда, равный объёму  зарядно-доставочной машины.

Для принятой на карьере схемы взрывания, приведённой на рис.6.2, наибольший одновременно взрываемый заряд ВВ составит:

 Qзар. одн. = Qзар.об : 3 =15000 : 3 = 5000 кг.     (6.22)

Тогда:

 rс.одн = kr × kc × α × 3Qзар.одн = 6 × 1 × 1 × 3√5000 = 102 м, (6.23)

Примем rс = 100 м.

    Определим безопасное расстояние по действию УВВ на застекление зданий.

             Qэ = 12 × p × d × kз × Nодн = 12 × 12,97 × 0,115 × 0,001 × 40  = 0,71 кг, (6.24)

где: kз – коэффициент, значение которого зависит от отношения длины забойки ℓзаб к диаметру скважины d :

заб : d = 3,5 : 0,115 =30,4→ kз = 0,001, стр.110 [7]

При Qэ = 0,71 кг ≤ 2 кг безопасное расстояние по действию УВВ на здания определяем как:

 rв = 63 × 3Qэ 2 = 63 × 3√ 0,712 = 50 м.           (6.25)

Безопасное расстояние по действию УВВ на человека:

 rв чел = 15 × 3Qзар.одн = 15 × 3√ 5000 = 256,5 м.            (6.26)

Принимаем rв чел = 300 м, (кратное 50-ти метрам и округлённое в большую сторону).

Параметры взрывных работ сведены в таблицу 2.7.

                                                       Схема КЗВ блока

                                                            Рис. 2

     Основные меры безопасности при проведении взрывных работ:

- взрывчатые материалы и заряженные скважины запрещается оставлять без надзора (охраны);

- при обращении с ВМ должны соблюдаться меры предосторожности, предусмотренные в инструкции по ведению данных работ;

Таблица 2.7.

Основные параметры

Ед.изм.

Значения

1.Линия наименьшего сопротивления по подошве

м

3,70

2.Расстояние от первого ряда скважин до верней бровки уступа

м

3,70

3.Расстояние между рядами скважин

м

3,70

4.Расстояние между скважинами в ряду

м

3,70

5.Угол наклона скважин к поверхности уступа

град

80

6.Диаметр скважин

м

0,115

7.Высота уступа

м

10,0

8.Длина скважины

м

11,5

9.Величина перебура

м

1,50

10.Длина заряда в скважине

м

8

11.Величина забойки

м

3,5

12.Удельный расход ВВ

кг/м3

0,75

13.Вес заряда в скважине

кг

102,67

14.Количество скважин в блоке

шт

120

15.Количество рядов на блоке

шт

4

16.Количество скважин в ряду

шт

30

17.Длина обуриваемого блока

м

111,0

18.Общий вес заряда ВВ

кг

12320

19.Площадь отбойки блоком от массива

м2

1642,0

20.Объём блока

м3

16428

21.Выход горной массы с одной скважины

м3

119

22.Выход горной массы с одного метра скважины

м3

11,9

23.Ширина развала взорванной горной массы

м

37

24.Высота развала взорванной горной массы

м

26

25.Длина развала взорванной горной массы

м

130,0

26.Радиус опасной зоны для людей

м

400,0

27.Радиус опасной зоны для оборудования и зданий

м

150,0

28.Годовой объём взорванной горной массы

тыс.м3

360,0

29.Количество массовых взрывов в год

ед

22

30.Количество массовых взрывов в месяц

ед

2

- все работы по заряжанию скважин и монтажу взрывной цепи должны выполняться в строгом соответствии с проектом на производство данного массового взрыва;

- на время заряжания блока все люди, не занятые на этих работах, должны находиться за пределами запретной зоны (не менее 20 м от ближнего заряда);

- с момента начала монтажа взрывной цепи все посторонние люди должны быть выведены за пределы взрывоопасной зоны и по её границам должны быть выставлены посты охраны из специально проинструктированных рабочих.

2.6.1.4  Экскавация горной массы

     Разработка разрыхленного полезного ископаемого производится   продольными и поперечными заходками экскаватором  ЭКГ-5А  с ковшом ёмкостью 5,2 м3.

     Списочное количество экскаваторов – один. Ввиду высокой надёжности техники и своевременно проводящихся ТО, а так же благодаря тому, что имеется второй сменный ковш, коэффициент технической готовности экскаватора практически равен единице.

     ТО и замена изнашивающихся частей приурочиваются к ремонтам ДСУ или массовым взрывам. Средний восстановительный ремонт производится  по окончании рабочего сезона.

     Максимальная высота добычного уступа на рабочем горизонте  составляет 10,0 метров, что обеспечивает высоту развала взорванной горной массы равную 26 метрам. В связи с тем, что высота развала превышает высоту черпания экскаватора, развал  отрабатывается  подуступами. Высота нижнего подуступа  = 11,0 м, высота верхнего подуступа = 15 м. При этом экскаватор располагается на кровле нижнего подуступа. Ширина площадки на кровле нижнего подуступа соответствует ширине экскаваторной заходки и составляет 13,5 м. Заезд экскаватора на подуступ осуществляется своим ходом. Для заезда на подуступ экскаватор из взорванной горной массы формирует площадку с уклоном  18º.

     Длина фронта работ, как правило, равна длине развала горной массы, что составляет 130,0 м (см. таблицу 2.7.). Но, при сопряжении взрываемых блоков, может равняться длине рабочего борта карьера на отрабатываемом горизонте и достигать 220,0 м.

     Горная масса отгружается в автосамосвалы  БелАЗ-7523 (грузоподъёмностью = 42 т)  или БелАЗ 7522» (грузоподъёмностью =30 т) и транспортируется в приёмный бункер ДСУ.  Время цикла работы экскаватора составляет 32 секунды. Время загрузки а/с составляет 3,0 минуты. Время цикла а/с (карьер-ДСУ) составляет 11,0 минут.

     Продолжительность сезона добычных работ составляет 300 дней при двухсменном режиме работы по 12 часов вахтовым методом.

     Производительность экскаватора с учётом нормативных поправочных коэффициентов, в том числе на производство работ в тупиковом  забое, определяется по формуле                         Н1 в =(Тсм- Тл.зл.н ) Qк nк*(Тп.су.п ), м3 с учётом поправочных коэффициентов  проектная сменная производительность экскаватора составляет  1300 м3/см.

     Для выполнения годовой производительности карьера необходимо затратить количество работы машино-смен экскаватора:

 Nсм.э = Qгод : Qсм.э =  360000 : 1300 = 277,0 смен. (6.27)

     При работе в забое соблюдаются следующие основные правила безопасности:

- работы ведутся в строгом соответствии с паспортом отработки уступа;

- движение а/с под погрузку производится только с разрешения машиниста экскаватора (по звуковым сигналам);

- а/с находится за пределами призмы возможного обрушения (≥ 1,0 м от нижней бровки нижнего подуступа );

- при работе экскаватора в тёмное время суток освещённость рабочей зоны должна соответствовать нормам;

- запрещается находиться в зоне радиуса действия экскаватора;

- при обнаружении отказов ВВ, козырьков и опасности их обрушения немедленно прекратить работу и сообщить горному мастеру или техническому руководителю работ;

- при экскавации горной массы кабина экскаватора должна находиться  в стороне противоположной забою.

     Схема ведения добычных работ приведена в паспорте ведения добычных работ.

2.6.2  Вскрышные работы

     Вскрышные породы представлены валунными суглинками и супесями мощностью от 0,0 до 2,0 м, в среднем составляют 0,5 м.

     Средняя объёмная масса пород вскрыши γв = 2,0 т/м3, они относятся ко II группе пород по СНиП -82, а по трудности разработки отнесены к I категории пород по ЕНВ на открытые горные работы.

     Отдельное удаление почвенно-растительного слоя не предусматривается вследствие его малой мощности.

     В соответствии с разделом 2.3.3 и таблицей 2.4. настоящего дипломного проекта удаление всего объёма вскрышных пород предусматриваем в 2008 году, в летний период с июня по сентябрь, в одну 12-ти часовую смену в течение 120-ти дней. Таким образом, сменная производительность по вскрыше составит:

 Qсм вск = Qвск : Nвск = 48500 : 120 = 404,2 м3/см. (6.28)

     В связи с небольшой мощностью вскрыши её удаление производится с предварительным перемещением бульдозером ДЗ-171 в навалы. Высота навалов составляет до 3,0 м, угол откоса (естественный угол насыпного грунта) составляет 30º. Навалы располагаются в местах, удобных для работы  гидравлического экскаватора и подъезда автосамосвала.   Разработка навалов осуществляется  экскаватором «Volvo-360» c ковшом ёмкостью 1,9 м3. Вскрышные породы отгружаются в автосамосвал БелАЗ-7522  и транспортируются во внешний отвал. Схема ведения работ приведена на чертеже лист.

     Минимальная ширина рабочей площадки составляет 22,0 м и соответствует условию безопасного расположения на ней горного и транспортного оборудования.

     Производительность  гедравлического экскаватора  «Volvo-360» с учётом принятого режима работы и нормативных поправочных коэффициентов, в том числе на производство работ в тупиковом забое, составляет по данным  500 м3/см.  Для выполнения годового объёма работ необходимо количество смен работы погрузчика:

 Nсм. п = Qвск : Qсм. п = 48500 : 500 = 97 смен. (6.29)

Полученное значение соответствует выбранному нами режиму ведения вскрышных работ.

 

2.6.3 Отвалообразование

     На карьере принята система разработки с внешним бульдозерным отвалообразованием вскрышных пород.

     Отвал вскрышных пород расположен с юго-западной стороны от карьерного поля за границей горного отвода. Отвал одноярусный с высотой до 15,0 метров. Направление развития овала идёт от поверхности кровли полезной толщи за границей горного отвода в западном направлении до максимально возможной высоты 15,0 м, согласно  рельефа поверхности. Отметка поверхности отвала + 114,0 м.

     Схема расположения отвала приведена на сводном плане горных работ чертёж 090500-4-ЗУОГР-ДП-5.

     На отвале предусмотрены зона разгрузки и зона планировки, резервная зона не предусматривается, так как объём работ не велик и на них занят один автосамосвал. Ширина зон разгрузки и планировки составляет 30,0 м. Берма возможного обрушения 1,6 м. Ширина предохранительного породного вала 2,5 м, высота 1,0 м. Угол откоса 35º. Площадь отвала после завершения вскрышных работ составит 1,7 га.

     При сменной производительности бульдозера ДЗ-171 при работе на отвале, составляющей 600 м3/см,  для выполнения годового объёма работ необходимо смен:

 Nсм бул = Qвск : Qсм бул = 48500 : 600 = 81,0 смен. (6.30)

     При производстве отвальных работ соблюдаются следующие основные меры безопасности:

- работы ведутся в соответствии с паспортом отвалообразования;

- угол наклона внутрь отвала выдерживается ≥3º;

- для исключения возможности подъезда а/с в зону обрушения по краю отвала оставляется предохранительный породный вал;

- при планировке к краю отвала бульдозер подаётся только ножом вперёд не ближе 2,0 метров от края отвала;

- перед въездом на отвал установлена схема движения а/с на отвале;

- снег в отвал не складируется и карьерные воды не отводятся.

     Схема ведения отвальных работ приведена на чертеже.

2.6.4. Карьерный транспорт

     В карьере осуществляются следующие виды перевозок:

- транспортировка разрыхленного полезного ископаемого из забоя к приемному бункеру ДСУ;

- транспортировка вскрышных пород в отвал;

- транспортировка готовой продукции на причал;

- подсобные производственно-вспомогательные перевозки.

Все вышеуказанные виды перевозок выполняются автомобильным транспортом, принадлежащим предприятию.

     Исходя из условий принятой технологии ведения горных работ, объёмов и массы, перевозимых карьерным транспортом грузов, для транспортировки разрыхленного полезного ископаемого и вскрышных пород используются автосамосвалы  БелАЗ-7522 (грузоподъёмностью = 30 т)  и БелАЗ-7523 (грузоподъёмностью =40 т).

     Исходные данные для расчёта карьерного транспорта приведены в таблице 2.8.

Таблица 2.8.

Наименование

Ед.

изм.

Количество

Добыча

Вскрыша

Готовая продукция

Щебень

Дроб.

песок

Отсев

грохоч.

1.Режим работы:

- количество смен в году

- продолжительность смены

ед

ч

600

12

120

12

600

12

2.Годовой объём перевозок

тыс.т

954,4

97

455,621

437,753

57,024

тыс.м3

360,0

48,5

330,160

312,681

40,730

3.Тип погрузочного мех-ма

Эк-р

ЭКГ-5А

Эк-р

Volvo-360

Порг-к

Cat-988

Погрузчик

Volvo- L220

4.Число погрузочных м-мов

Шт

1

1

1

1

5.Емкость ковша порг. м-ма

м3

5,2

1,9

5,3

4,0

6.Масса груза в ковше м-ма

Т

7,9

3,8

7,42

5,6

7.Время цикла прогр. м-ма

Мин

0,5

0,5

0,5

0,5

     Расчёт необходимого количества автосамосвалов с учётом коэффициента неравномерности использования оборудования во времени и технической готовности автопарка   производим  по формуле       Np=Qcм*T*fсм*q*β   данные расчёта  сведёны в таблицу 2.9.

Таблица 2.9.

Наименование

Ед.

изм.

Количество

Добыча

Вскрыша

Готовая продукция

Щебень

Дроб.

песок

Отсев

грохоч.

1.Объём перевозок

Т

950400

97000

455621

437753

57024

2.Тип автосамосвала

БелАЗ-7523

БелАЗ-7522

БелАЗ-7522

БелАЗ-7522

3.Масса груза в кузове

Т

35,5

24

24

24

24

4.Сред. дальность перевозки:

- по постоянным дорогам

- по временным дорогам

км

км

-

0,5

-

0,5

2,0

-

2,0

-

-

0,8

5.Средняя скорость движения:

- по постоянным дорогам

- по временным дорогам

км/ч

км/ч

30

20

6.Время рейса, в т.ч.:

- погрузка

- движение

- разгрузка

- манёвры

мин

мин

мин

мин

мин

11,0

3,0

3,0

2,0

3,0

10,5

2,5

3,0

2,0

3,0

17,5

2,0

10,5

2,0

3,0

17,5

2,0

10,5

2,0

3,0

12,3

4,8

2,5

2,0

3,0

7.Коэффициент использования автосамосвала

0,8

8.Коэф. неравномерности подачи автотранспорта

1,05

9.Число рейсов в смену

рейс

50

35

31

31

45

10.Сменная производ-сть

т/см

1775

840

744

744

1080

11.Количество смен работы

автосамосвала для перевозки требуемого объёма

смен

535

115

612

588

53

12.Необходимое количество

автосамосвалов для перевозки требуемого объёма

Ед

1,09

0,73

1,07

1,07

1,1

13.Парк автосамосвалов

Ед

2

1

2

1

14.Годовой пробег

Км

26750

4025

112592

58652

10152

2.6.5.  Комплексная механизация основных производственных процессов

     Подводя итоги расчёта основных производственных процессов при ведении добычных и вскрышных работ в карьере можно отметить, что все процессы обеспечены наиболее современными высокопроизводительными горно-транспортными машинами и оборудованием отвечающими требованиям техники безопасности и полностью исключающие ручной труд. Особо стоит отметить, что используемое оборудование не    отличается высокой надёжностью в работе и эргономичностью.

     Основное горно-транспортное оборудование сведено в таблицу 2.10.

Таблица 2.10.

Наименование

Вид работ

Ед.изм.

Величина

1.Буровой станок  Атлас-Копко

 ROC-L-6

добыча

шт

1

2 Экскаватор ЭКГ-5А

добыча

шт

1

3.Бульдозер ДЗ-171

вскрыша

шт

1

4.Погрузчик «Caterpillar-988»

вскрыша

шт

1

5.Автосамосвал  БелАЗ-7523

добыча

шт

2

6.Автосамосвал  БелАЗ-7522

вскрыша

шт

1

3.  Переработка полезного ископаемого 

     Физико-механические свойства кварцито-песчаников Рыборецкого месторождения  характеризуются следующими показателями:

- объёмная масса (средняя плотность) от 2,58 до 2,76 т/м3 , в среднем 2,64 т/м3;

- механическая прочность от 94 до 230 (средняя 130 МПа);

- водопоглащение – от 0,9 до 0,55 %.

     За основу переработки полезного ископаемого принята схема трёхстадийного дробления и сортировки замкнутого цикла с получением конечного продукта – щебня и песка из отсевов дробления крупностью до 70 мм. Компоновочная схема ДСУ приведена на схеме 1.

     Единой (жёсткой) качественно-количественной схемы не существует, так как ассортимент и процентный выход фракций может гибко меняться, в зависимости от требований потребителя. Одновременно возможно выпускать до четырёх различных фракций щебня и песка из отсевов дробления (0÷5; 0÷10; 5÷20; 20÷40), и различного их сочетания по согласованию с потребителем.

     Один из примеров качественно-количественной схемы, режим I (основной) – с получением щебня фракций 5÷20 и 20÷40 приведён на чертеже 090500-4-ЗУОГР-ДП-9.

     В соответствии с проведёнными испытаниями щебень из кварцито-песчаников Рыборецкого месторождения удовлетворяет требованиям ГОСТ 8267-93 «Щебень и гравий из плотных горных пород для строительных работ», марка по дробимости – «1200», по истираемости – «И-1», по морозостойкости – «F-100».

     Пески-отсевы в соответствии с ГОСТ 8736-93 «Пески для строительных работ» относятся к пескам повышенной крупности с маркой прочности «1200».

     Технологическая схема предусматривает трёхстадийное дробление с замкнутым циклом на II и  III стадиях дробления, без промывки, на базе агрегатов фирмы «Sandvik»  (Швеция).

                                                  

  Компоновочная схема ДСУ

Горная масса 0÷900

Грохот

фр. 20-150                       Sx 1624                             фр. 0-20

фр. 150-900

Щёковая дробилка

JM 1211

фр. 0-240

Конусная дробилка

H 6800

фр. 0-80

Грохот

CS 144 III

фр. 0-5          фр. 5-20         фр. 20-40          фр. + 40

Конусная дробилка

H 6800-F

фр. 0-30

Грохот

CS 144-III

фр. 0-5          фр. 5-10               фр. 10-20                фр. + 20

                                                                    Схема 1.

     

Основные технические решения ДСУ:

- доставка горной массы 0÷900 мм из карьера автосамосвалами  БелАЗ-7523 (грузоподъёмность = 42т) или  БелАЗ-7522 (грузоподъёмность = 30 т);

- загрузочное устройство (бункер) вместимостью 65 м3 агрегата первичного дробления с вибропитателем HF 1655;

- выделение отсевов грохочения (карьерных загрязняющих примесей) крупностью 0÷20 мм на двухдековом колосниковом грохоте Sx1624  с деками 150 мм и 20 мм;

- первичное дробление в щёковой дробилке JM 1211 с разгрузочной щелью 130 мм;

- дроблёный материал крупностью 0÷240 мм поступает на промежуточный склад с туннельным питателем;

- для равномерной загрузки конусной дробилки вторичного дробления предусмотрен накопительный бункер ёмкостью 35 м3 с вибропитателем ;

- вторичное дробление производится в конусной дробилке H 6800 CX/D с выходной щелью 32 мм;

- грохочение перед третичным  дроблением производится на наклонном грохоте CS 144 III   №1 с ситами 40; 20 и 5 мм;

- третичное дробление производится в  конусной дробилке H 6800-F с выходной  щелью 13 мм;

- для гибкого регулирования качества товарного щебня и его зернового состава, а также, производительности ДСУ на выходе из грохота CS 144-III №1 установлена система заслонок (шиберов) позволяющая перераспределить потоки и часть щебня фр.20-40 направить непосредственно на конусный склад  готовой продукции.

- товарное грохочение продукта крупностью 0÷20 мм производится на грохоте  CS 144-III №2 с ситами 20;10; и 5 мм;

- промывка щебня не предусматривается ;

- готовая продукция складируется на открытых конусных складах и отгружается пневмоколёсными погрузчиками «Volvo-L220» (ковш Е = 4 м3 ) и «Caterpillar – 988» (ковш Е = 5,3 м3 ) в автомобильный транспорт;

- технологическое оборудование размещается на открытой площадке.

3.1.     Расчёт  качественно- количественной схемы дробления

Рассчитываем  объёмы фракций крупности в исходной породе:

 

Qi = γi Qисх

Где Qi- объём  фракции

 

γi –выход фракции в исходной породе

Qисх-объем исходной горной породы

Объём фракции 0-5

Q1=0,035 * 350 = 10 т/ч

Объем фракции  5-10

Q2= 0,01 * 350 = 3т/ч

Объём фракции 10-20

Q3= 0,015 * 350 =5 т/ч

Объём фракции  20-40

Q4= 0,05 * 350= 17 т/ч

Объём фракции 40-70

Q5= 0,06 * 350=21 т/ч

Объём фракции 70-150

Q6= 0,18 * 350= 63 т/ч

Объём фракции 150-300

Q7= 0,28 * 350 = 98 т/ч

Объём фракции 300-900

Q8= 0,38 * 350=133 т/ч

Объём фракции + 150:

Q9= 0,66 * 350 = 231 т/ч

Определяем  выхода и объёмы продуктов II ,III и IV:

Выход надрешётного продукта равен содержанию фракции +150 в исходной горной породе:

γIII=66%

Объем продукта III находим по разности:

QIII=Qисх-QII-QIV=350-231-18=101т/час

Объем продукта V равен объему продукта IV

QV= QIV =Qисх*γ=350*0,66= 231т/час

Определяем выхода и объёмы фракций крупности в дроблёном продукте I стадии дробления:

Значения выходов и производительностей для фракций крупности в дробленом материале дробилки первой стадии составляют:

  •  для фракций крупности 0-5 в дробленом продукте I стадии:

                     γ0-5=0,04

                     Q8=231*0,04=9,24 т/час

  •  для фракций крупности 5-10 в дробленом продукте I стадии:

                     γ5-10=0,04

                     Q9=231*0,04=9,24 т/час

  •  для фракций крупности 10-20 в дробленом продукте I стадии:

                     γ10-20=0,05

                           Q10=0,05*231=11,55 т/час

  •  для фракций крупности 20-40 в дробленом продукте I стадии:

                      γ20-40=0,11

                            Q11=0,11*231=25,41 т/час

  •  для фракций крупности 40 в дробленом продукте I стадии:

                      γ40-70=0,16

                      Q12=231*0,16=36,96 т/час

Объем фракции крупности +70 в дробленом продукте I стадии определяется по разнице между объемом материала, поступившего на I стадию дробления:

Q13= QIV - Q8 - Q9 - Q10 - Q11 - Q12=231-9,24-9,24-11,55-25,41-36,96=138,6 т/час

Объем продукта VI:

QVI =QV+QIII=231+101=332 т/час

Расчет циркулирующей нагрузки и объемов потоков VII, VII, IX, X, XI, XII

QXII – циркулирующая нагрузка.

Часть потока QXII как циркулирующая нагрузка, представленная материалом +40.

Для расчета γцир необходимо определить выхода продуктов крупностью +40 в дробленом продукте II стадии, то есть тех фракций, которые переходят в подрешетный продукт  II грохотания при разгрузочной щели 32 мм.

γ0-5=0,13

      γ5-20=0,30

γ20-40=0,44

γ+40=0,13

Qвход=Qвыход=101+231+Qцир

294 т/ч – 87%

X – 13%

Qцир=49,6 т/ч

Qвход=101+231+49,6=381,6 т/ч

    Определяем объёмы фракций крупности после  II стадии дробления:

Qi= γi * QXII

Объём фракции 0-5 в дроблёном  продукте II стадии

 

               Q14= 0,13* 381,6 =49,6 т/ч

      Объём фракции 5-20 в дроблёном продукте II стадии

                    Q15= 0,30 * 381,6= 114,48 т/ч

       Объём фракции 20-40 в дроблёном продукте II стадии

                    Q16= 0,44 * 381,6= 167,9т/ч

      Объём фракции +40  в дроблёном продукте II стадии

                    Q17= 0,13 * 381,6 = 49,6 т/ч

Определяем коэффициент загрузки конусной дробилки Н6800 ЕС при разгрузочной щели 32 мм.

                    КЗ=  381,6/630 = 0,60

Расчёт циркулирующей нагрузки и объёмов потоков XIV, XV, XVI, XVII, XVIII.

                    QXIV= QXIII+ QXVIII

где QXVIII – циркулирующая нагрузка

Определяем объем продукта QXIII

QXIII=QX+ QXI=114,48+167,9=282,38т/ч

     Часть потока QXVIII как циркулирующая нагрузка, представленная материалом +20.

      Для расчета величины γцир необходимо определить выхода продуктов крупности в дробленом продукте  III стадии, то есть тех фракций, которые переходят в подрешёточный продукт грохочения при разгрузочной щели 13мм.

γ0-5=0,36

γ5-10=0,3

γ10-20=0,32

γ+20=0,02

Qвход=Qвыход=114,48+167,9+Qцир

250,1 – 98%

X – 2%

Qцир – 5,7т/ч

Qвход=114,48+167,9+5,7=288,13т/ч

Определяем объемы фракции  крупности после III стадии дробления

Q1=γ×QXVIII

   

Объём фракции 0-5 в дроблёном  продукте III стадии

Q18=0,36*288,13=103,72

Объём фракции 5-10 в дроблёном  продукте III стадии

  Q19=0,3*288,13=86,43

Объём фракции 10-20 в дроблёном  продукте III стадии

Q20=0,32*288,13=92,2

Объём фракции +20 в дроблёном  продукте III стадии

Q21=0,02*288,13=5,76

Определяем коэффициент загрузки

K3=288,13/350=0,82

 

Проверка:18+49,6+103,72+86,43+92,25=350т/ч

                             Расчёт и выбор грохотов.

     Определение рабочей площади грохочения

В I стадии грохочения выбран колосниковый грохот с шириной щелей между колосниками 150мм.     Рабочая площадь грохочения для колосниковых грохотов определятся по формуле:

  F1=Qиск/2,4a

  где Qиск – нагрузка на грохот по исходному питанию т/час

  a – ширина щели между колосниками, м

  Qиск=350т/ч

  a =0,15м

  F1=350/2,4*0,15=9,7м2

Во II стадии грохочения установлен грохот с размером отверстий сита  40 мм, рабочую площадь которого рассчитываем по формуле:

F=Q /CqkLmnvp

Q-производительность грохота, т/ч

C- коэффициент использования поверхности сита, C=1 для верхнего сита, C=0,85-   для нижнего

q-удельная объёмная производительность 1м2 сита, м32

1.   Поправка на крупность

K, L- коэффициент, учитывающий крупность материала:

- фракции -20 из исходного материала, выход которой составляет

3,5+1+1,5=6%

- фракции -20 мм из дроблёного продукта I стадии его выход составляет

4+4+5=13%

-фракции -20 мм из дроблёного продукта II стадии его выход составляет

12+35=47%

-фракции -20 мм из циркулирующей нагрузки с выходом

36+30+32=98%

Суммарный выход составляет 6+13+47+98=164%

Принимаем К=2

Определяем значение коэффициента L. Принимаем=0,94

2.  Поправка  на эффективность грохочения

m-коэффициент, учитывающий эффективность грохочения

На грохочение в замкнутом цикле с дробилками второй и третьей стадии принимаем вибрационный грохот где Е=95% , а  m=0,7

3.Поправка на форму зёрен

n-коэффициент,  учитывающий форму зёрен принимаем  равный 1.

4.Поправка на влажность

Материал сухой  v=1

5.Поправка на способ грохочения

Способ грохочения – сухой  р=1

Рабочая площадь грохочения составляет:

F=Q /CqkLmnvp=436 /1*38*2*0,94*0,7*1*1*1=8,72м2

Применяем грохот  СS144 III

                                     Расчёт грохота для товарного грохочения.

Рабочая площадь грохота составляет.

F=Q /CqkLmnvp=288,13/1*28*2*0,94*0,7*1*1*1=7,8м2

Применяем грохот  СS144 III

Определение производительности  дробильно-сортировочного  завода по исходной  горной породе, поступающей из карьера.

     Производительность дробильно-сортировочного завода выбирается на основании технической характеристики выбранной дробилки первой стадии, с корректировкой этой величины на физико-механические свойства дробимого материала по формуле:

                           Q=Qn*δ*Кдрфкрв,   где

Q-производительность дробильно-сортировочного завода по исходной горной массе,т/ч;

Qп-- паспортная  производительность дробилки первой стадии ;

δ- насыпная масса дробимого материала,т/м3

Кдр-поправочный коэффициент на дробимость материала;

Кф –поправочный коэффициент, учитывающий форму дробимого материала;

Ккр –поправочный коэффициент на крупность материала;

Кв-поправочный  коэффмциент на влажность дробимого материала.

            Q= Qn*δ*Кдрфкрв=272*1,7*0,85*1*0,89*1=350т/ч

Характеристика готовой продукции

Готовая продукция - щебень по классам крупности

- 5-20

-0-5(отсев)

Годовой баланс выпускаемой продукции в основном режиме приведён в таблице 3.1.

Таблица 3.1.

Наименование

Насыпная

плотность

т/м3

Выход,

%

Производительность

т/ч

тыс. т/г

тыс.м3

Горная масса

1,7

100,0

350,0

950,4

559,058

Щебень 5÷20

1,38

51

169,32

455,621

330,160

Всего щебня

51

169,32

455,621

330,160

Песок из отсевов дроблен. 0÷5

1,4

13

43,16

116,138

82,956

Дроблёный песок 0÷5

1,4

36

91,8

321,615

229,725

Отсев первичный 0÷20

1,4

16

18

57,024

40,73

Всего продукции

100,0

350,0

950,4

683,318

4. Специальная часть проекта

     Тема специальной части: «Совершенствование технологии дробления для повышения качества щебня». 

4.1. Обоснование актуальности рассматриваемой темы

     Современный рынок строительных материалов предъявляет всё более жёсткие требования к качеству применяемой в отрасли продукции. Если не так давно при строительстве автодорог, изготовлении железобетонных конструкций и других работах хорошо уходил щебень любого качества, и даже не фракционированный с большой долей запесоченности и содержанием зёрен слабых и глинистых пород, а уж о процентном содержании зёрен лещадной формы речи и вовсе не велось, то теперь ситуация кардинально изменилась. На Российский рынок стали всё больше приходить Европейские компании, где требования к качеству продукции традиционно высокие, да и отечественные строительные предприятия стали более ответственно подходить к строительству и сдаче объектов.

     Об изменившейся ситуации наглядно говорит тот факт, что в последнем ГОСТе были изменены требования к процентному содержанию зёрен лещадной формы. Если в старой редакции ГОСТа первой категории соответствовал щебень с содержанием таких зёрен до 15%, второй – от 15% до 25%, третьей – от 25% до 40% и четвёртой – свыше 40% до 65%, то в современной редакции первой группе соответствует щебень с содержанием  зёрен лещадной формы до 10%, второй – от 10% до 15%, третьей – от 15% до 25% и четвёртой – от 25% до 50%. Потребитель желает получать продукцию высокого качества и готов платить за неё достойную цену.

     Таким образом, в условиях возрастающей конкуренции, повышение качества выпускаемого щебня является достаточно актуальной задачей производства.

4.2  Выбор технологии переработки

 

     За основу совершенствования технологии дробления с целью повышения качества получаемого щебня отвечающего требованиям ГОСТ 8267-93 «Щебень и гравий из плотных горных пород для строительных работ». Технические условия [2] и имеющего 1-ую категорию по лещадности (содержание зёрен игловидной и пластинчатой формы до 10%) примем существующую на предприятии технологию переработки и дробильно-сортировочное оборудование.

     Физико-механические свойства получаемого при переработке щебня и песка из отсевов дробления приведены в разделе 1.6 в таблице 1.3 настоящего проекта.

     При этом, по данным ежедневных лабораторных проб, получаемый щебень, отвечая всем требованиям ГОСТа 8267-93, имеет только 3-ю категорию по лещадности (от 15% до 25%), щебень фракции 5÷20 -  в среднем 18,5%, а щебень фракции 20÷40 – в среднем 22,3%. Иногда, чаще в периоды работы, когда футеровки дробящих камер конусных дробилок мелкого дробления (III-я стадия дробления) H-6800 имеют незначительный износ (до 15÷20%) и размер раскрывной щели (CSS) является минимальным – 12÷12,8 мм, лабораторные пробы показывают лещадность - 12÷14%, что соответствует второй группе. Но, так как, процесс этот носит случайный и непродолжительный характер, к тому же, при малой CSS значительно снижается производительность оборудования и повышаются нагрузки и его износ, предприятием заявляется третья группа качества выпускаемого щебня – как постоянно гарантированная.

     Итак, на предприятии существует следующая технология переработки полезного ископаемого с получением в качестве готовых продуктов щебня, песка из отсевов дробления и карьерных загрязняющих примесей (ПЩС фракции 0÷20).

     За основу переработки полезного ископаемого принята схема трёхстадийного дробления и сортировки замкнутого цикла с получением конечного продукта – щебня и песка из отсевов дробления крупностью до 70 мм. Компоновочная схема ДСУ приведена на схеме 1  в разделе 3 настоящего дипломного проекта.

     Единой (жёсткой) качественно-количественной схемы не существует, так как ассортимент и процентный выход фракций может гибко меняться, в зависимости от требований потребителя. Одновременно возможно выпускать до четырёх различных фракций щебня и песка из отсевов дробления (0÷5; 0÷10;  5÷20; 20÷40), и различного их сочетания по согласованию с потребителем. Один из примеров качественно-количественной схемы, режим I (основной) – с получением щебня фракций 5÷20 и 20÷40 приведён

на схеме 1.

     В соответствии с проведёнными испытаниями щебень из кварцито-песчаников  Рыборецкого месторождения  удовлетворяет требованиям ГОСТ 8267-93 «Щебень и гравий из плотных горных пород для строительных работ», марка по дробимости – «1200», по истираемости – «И-1», по морозостойкости – «F-100».

     Пески-отсевы в соответствии с ГОСТ 8736-93 «Пески для строительных работ» относятся к пескам повышенной крупности с маркой прочности «1200».

     Технологическая схема предусматривает трёхстадийное дробление с замкнутым циклом на II и  III стадиях дробления, без промывки, на базе агрегатов фирмы «Sandvik»  (Швеция).

Основные технические решения ДСУ:

   - доставка горной массы 0÷900 мм из карьера автосамосвалами «БелАЗ-7523»  (грузоподъёмность = 40 т) или «БелАЗ-7522»  (грузоподъёмность = 30 т);

   - загрузочное устройство (бункер) вместимостью 65 м3 агрегата первичного дробления с вибропитателем PF 1540-75;

   - выделение отсевов грохочения (карьерных загрязняющих примесей) крупностью 0÷20 мм на двухдековом колосниковом грохоте Free-Flo FF1624G с деками 150 мм и 20 мм;

   - первичное дробление в щёковой дробилке JM 1211 с разгрузочной щелью 130-150 мм;

   - дроблёный материал крупностью 0÷240 мм поступает на промежуточный склад с туннельным питателем;

   - для равномерной загрузки конусной дробилки вторичного дробления предусмотрен накопительный бункер ёмкостью 20 м3 с вибропитателем PF 12,5/23;

- вторичное дробление производится в конусной дробилке H 6800-EC/B-32/36/40/28 с разгрузочной щелью 32 мм;

- грохочение перед третичным  дроблением производится на наклонном грохоте CS 144  III с ситами 40; 20 и 5 мм. Для выпуска готовой продукции фр.20-60 мм  после  вторичного дробления установлена система заслонок (шиберов). Продукт фр.20-60мм разгружается на конвейер К-07 и направляется на конусный склад готовой продукции;

- для равномерной загрузки конусной дробилки третичного дробления предусмотрен  промежуточный бункер-накопитель объёмом 20 м3 , с вибропитателями PF 12,5/23;

- третичное дробление производится в  конусной дробилке  H 6800-F с выходной щелью 13 мм;

- промывка щебня не предусматривается;

- готовая продукция складируется на открытых конусных складах и отгружается пневмоколёсными погрузчиками «Volvo-220» (ковш V = 4,6 м3 )  и «Caterpillar – 988В»

( ковш V = 5,3 м3 ) в автомобильный транспорт ;

   - технологическое оборудование размещается на открытой площадке

4.3 Выбор способа совершенствования технологии дробления

     Существующая на предприятии схема переработки полезного ископаемого и применяемое при этом дробильно-сортировочное оборудование  дают неплохие  технико-экономические показатели (выработка на одного рабочего составляет ≈ 4888 тонн в год в целом по предприятию и выработка на одного рабочего составляет ≈ 71500 тонн в год по ДСУ).

Достоинствами данной схемы являются:

- высокая производительность;

- высокая эксплуатационная надёжность;

- низкая металло- и энергоёмкость;

- компактность размещения оборудования;

- возможность механизированной уборки просыпей;

- принцип работы – «не дробить ничего лишнего»;

- простота и удобство ремонта и замены изнашиваемых узлов и деталей;

- гибкая система управления и перераспределения потоков дробящегося материала для выпуска разных фракций и управления качеством готового продукта.

     Тем не менее, выйти на получение щебня соответствующего первой, и даже – стабильно второй группе по содержанию зёрен лещадной формы, используя данное оборудование, не представляется возможным в виду самого принципа работы дробилок.

     Задачей дробления является разрушение (измельчение) крупных кусков горной породы до определённых размеров. При этом в разных дробилках используется разный принцип разрушения породы. Кроме того, разные горные породы по разному поддаются разрушению (дроблению) в виду различных сил связи между минералами их составляющими, и зёрнами этих минералов. Различают следующие основные принципы разрушения горной породы в дробилках: раздавливание, наступающее вследствие превышения напряжений деформации предела прочности породы на сжатие; срезывание – из за сдвига где преодолевается предел прочности породы  на сдвиг; излом (раскалывание) – из за изгиба, где присутствует комбинация напряжений на сжатие и на сдвиг; истирание – где присутствует комбинация напряжений сдвига и сжатия; удар – принцип  разрушения, где  используется комбинация всех напряжений, при преобладании напряжения растяжения.

     Как известно, сопротивление горной породы напряжению сжатия на порядок выше, чем напряжению сдвига и растяжения. При этом самое меньшее из трех напряжений – это напряжение растяжения. Мы имеем  кварцито-песчаник осадочную и метаморфическую основную мелко и среднезернистую горную породу с высоким пределом прочности на сжатие (σсж = 94-230 МПа) и обладающую низкой пластичностью ввиду своего минерального состава.

     Другими словами – способность данной горной породы сопротивляться разрушению наименьшая при использовании удара. И что самое важное, именно при ударном разрушении происходит разделение горной породы на части – близкие по своей форме к форме зёрен минералов её составляющих. Применяющиеся же в схеме дробилки используют все принципы разрушения кроме удара.   

     Основываясь на вышеизложенных аргументах, приходим к выводу, что для получения кубовидного щебня с характеристиками, отвечающими первой группе по содержанию зёрен лещадной формы, необходимо включить в схему ДСУ роторную дробилку ударного действия.

     Имеются практические данные по использованию роторных дробилок ударного действия «Merlin-VSIRP107» на карьерах Республики Карелия при добыче габбро-диабазов (месторождение «Железная гора»), гнейсо-гранитов (месторождение «Лобское-5») и габбро-долериты  (месторождение Щелейкинское).

     Учитывая то, что горная порода гнейсо-гранит имеет сланцеватую структуру,  вследствие своего метаморфического происхождения, а, следовательно, склонна к образованию зёрен лещадной формы. Тем не менее, практика показала, что получаемый при переработке на роторных дробилках ударного действия щебень из гнейсо-гранита имел первую группу по лещадности (отдельные пробы показывали результат до 5%). Резонно предположить, что при переработке интрузивных магматических горных пород процент этот окажется ещё ниже.

     Существенными недостатками данной дробилки, ограничивающими её широкое применение являются:

- относительно низкая производительность. Максимальная – 150 т/ч, средняя эксплуатационная - 90÷120 т/ч;

- быстрый износ комплектующих ротора и футерующих деталей дробильной камеры;

- ограничение по крупности питающего куска исходной массы (максимальный размер питающего куска = 50 мм, оптимальный питающий материал -  фракция 0÷40 мм).

     Учитывая все это, не имеет смысла вводить роторную дробилку ударного действия

«Merlin-VSIRP107» в качестве основного рабочего агрегата ДСУ.

     Оптимально разумным решением является принятие данной дробилки в качестве вспомогательного агрегата на стадии третичного дробления, а фактически будем иметь четвёртую стадию дробления. Так как после третьей стадии дробления (после конусной дробилки  Н 6800 F) мы уже имеем кусок крупностью, достаточной для получения необходимого фракционированного продукта и производительность конусных дробилок достаточно велика, то возможно установить одну роторную дробилку и её роль сведётся к функции кубизатора товарного щебня - повышение качества с принятием части нагрузки по повышению производительности ДСУ.

     Таким образом, основным техническим решением по повышению качества получаемого на Рыборецкои  месторождении  кварцито-песчаников  щебня будет включение в схему ДСУ между третьей стадией дробления и товарным грохочением, путём отсечения части потока дроблёного материала и последующим его присоединением к основному потоку, роторной дробилки ударного действия «Merlin-VSIRP107».

План расположения оборудования ДСУ приведён на чертеже 090500-4-ЗУОГР-ДП-8.

4.4. Описание и принцип работы выбранной дробилки

     Выбранная нами роторная дробилка производится шведской фирмой «Sandvik» и по принципу действия относится к ударным дробилкам самоизмельчения, где разрушение горной породы происходит за счет соударения частиц друг о друга (без воздействия на разрушаемую породу рабочих органов дробилки) на высоких скоростях.

     Дробилка самоизмельчения «Merlin-VSI-RP107» оснащена ротором с каменной футеровкой, который обеспечивает бесперебойную подачу потока породы в футерованную камнем дробильную камеру. Загрузка материала в установку осуществляется сверху, после чего поток материала разгоняется с помощью ротора с каменной футеровкой до скорости 85 м  (275 футов) в секунду и поступает в дробильную камеру. В ходе этого процесса образуется слой каменной футеровки ротора и обеспечивается постоянное дробление и измельчение материала.

     Предусмотрена также возможность дополнительной регулируемой по объему и направлению загрузки материала в дробильную камеру в виде второго потока (потока «Bi-Flow»). Загружаемый таким образом материал увеличивает общее количество движущегося материала в камере, что в свою очередь, активизирует передачу энергии при соударении. Это, в сочетании с другими характеристиками установки, такими как возможность изменения диаметра ротора, частоты его вращения и профиля дробильной камеры, повышает производительность установки, обеспечивает самые низкие эксплуатационные расходы (из расчета стоимости тонны) и обеспечивает возможность эффективного управления процессом дробления и измельчения, что позволяет увеличивать и уменьшать выход мелочи.

     Количество подаваемого в ротор материала зависит от положения дроссельной заслонки. Материал, не попадающий в ротор, подается в дробилку через окна дополнительного потока

«Bi-Flow». Материал, поступающий из ротора и материал потока «Bi-Flow» смешиваются.

Облако взвешенных частиц совершает круговое движение в дробильной камере. Частицы находятся в этом состоянии в течение 5 ÷ 20 секунд, после чего, теряя энергию, высыпаются из дробильной камеры.

     Вращающийся ротор разгоняет материал и обеспечивает его непрерывную подачу в дробильную камеру. Скорость частиц на выходе из ротора составляет 45 ÷ 85 м/с.

     Схема дробилки и принцип её действия приведены на рисунке 3.

Схема роторной дробилки ударного действия «Merlin-VSI-RP107»

Рис. 3

     Данная дробилка имеет ряд функциональных возможностей регулировки крупности конечного продукта. Как следует из технической характеристики завода-изготовителя, есть два основных пути.

     Первый путь: Увеличение частоты вращения ротора повышает кинетическую энергию кусков породы, в результате чего, куски, соударяясь, разрушаются интенсивнее, как следствие - происходит уменьшение их крупности на выходе. При этом пропускная способность ротора снижается по мере увеличения частоты его вращения.

     Второй путь: При увеличении потока  «Bi-Flow» до 10% от максимальной пропускной способности ротора дробилки, возрастает производительность дробилки и степень измельчения материала. При увеличении потока «Bi-Flow» свыше 10% степень измельчения снижается, хотя производительность дробилки возрастает.

     На практике, учитывая что разные горные породы, при воздействии на них, ведут себя по разному, необходимо будет подобрать оптимальный режим именно для кварцито-песчаников  Рыборецкого месторождения в соответствии либо с первым, либо со вторым путём, а скорее всего с комбинацией обоих.

4.5 Выбор и расчёт технологического оборудования

4.5.1. Исходные данные

     В соответствии с заданным режимом работы карьера и выполненными в горной части расчётами производственная мощность дробильно-сортировочной установки (ДСУ) составляет 702,02 тыс.м3 в год готовой продукции по ГОСТ 8267-93 и по ГОСТ 8736-93, в том числе щебня фракции 5÷20 и фракции 20÷40 мм – 445,72 тыс.м3 в год, а также выпускается песок из отсевов дробления фракции 0÷5 мм – 206,84 тыс.м3 в год (см. табл.12.1). Кроме того, выпускаются карьерные загрязняющие примеси (ПЩС) фракция 0÷20 в количестве – 44,42 тыс.м3 в год.

    Согласно принятому режиму работы карьера, принимаем режим работы ДСУ таким же, а именно: сезонный, 10 месяцев в году (с марта по декабрь включительно) в две смены по 10 часов чистого времени работы оборудования при непрерывной рабочей неделе. Календарный фонд времени работы - 6000 часов, эффективный фонд времени работы оборудования, с учётом ремонтных смен - 4380 часов.

     При выполнении технологической части использованы следующие материалы:

- Общесоюзные нормы технологического проектирования предприятий нерудных строительных материалов ОНТП 18-85. МПСМ СССР;

- Сборник  методик  расчета  технологических  процессов   и оборудования  при проектировании предприятий промышленности нерудных строительных материалов с экскаваторным способом добычи. - Л.: Гипронеруд, 1990;

- техническая информация о технологическом оборудовании фирмы «Sandvik»;
- «Проект строительства ДСУ на Рыборецком месторождении строительного камня в Вепсской национальной волости Республики Карелия»

     Сырьем для производства щебня служат кварцито-песчаники  в северо-западной части Рыборецкого месторождения.

   Физико-механические свойства исходной горной породы по данным лабораторных испытаний характеризуются следующими показателями (таблица 4.1.).

Таблица 4.1.

Наименование

Значение

Примечание

1. Плотность, т/м3

2,58-3,09

2. Объемная масса, т/м3

     ср. 2,9

3. Коэффициент разрыхления

1,5

4 . Насыпная плотность , т/м3

1,7

5. Предел прочности при сжатии, МПа:

-   в сухом состоянии

     940-2300

-   в водонасыщенном состоянии

            860-1440

-   после замораживания

890-1200

б. Морозостойкость

F- 1ОО,   F-50

7. Водопоглощение, %

0,25-0,42

8 . Марка по дробимости щебня

1200

9. Содержание зерен слабых пород, %

1,59-3,46

10. Содержание глинистых частиц, %

0,07-0,09

11. Содержание SiO2, %

0,01

12 . Влажность , % :

-   естественная;

1-3

13 . Наибольший размер куска, мм

0-900

14. Гранулометрический состав, %

0-900мм мм

100

0-500 мм

85,0

0-300 мм

62,3

0-150 мм

36,5

0-120 мм

30,2

0-70 мм

18,4

0-40 мм

11,6

0-20 мм

6,4

0-10 мм

4,9

0-5 мм

3,5

4.5.2. Описание технологического процесса

     Горная масса крупностью 0-900 мм автосамосвалами БелАЗ – 7523  или БелАЗ 752 подается в приемное устройство агрегата первичного дробления FSх 1542 емкостью 65 м3   и поступает на вибрационный питатель Fх 1542.

     Продукт кр. 0-900 мм поступает на 2-ситный колосниковый грохот Sх 1624 с ситами 120 мм (защитное) и 20 мм.  Подрешетный продукт грохота – карьерные загрязняющие примеси кр. 0-20 мм конвейером К-02 направляется на конусный склад.

     Надрешетный продукт грохота Sх 1624 фр. св. 120 мм поступает в щековую дробилку JM 1211 HD с разгрузочной щелью 140 мм. Подрешетный продукт верхнего сита грохота – кр. 20 – 120 мм – объединяется  с дробленным продуктом 0- 230 мм на вибропитателе PFU 12,5 / 23-45 и разгружается на конвейер К-01. Объединенный продукт кр.20-230 мм конвейером К-01  транспортируется в станцию туннельного питания  TS 29А с питателем  PFU 12,5 /23, откуда отгружается на конвейер К-03 и транспортируется в промежуточный бункер-накопитель FP 20 L с вибропитателем  PFU 12,5/ 23.   Из бункера емкостью 20 м3      продукт  кр. 20-230 мм поступает с помощью конвейера К-04 в агрегат вторичного дробления  - конусную дробилку Н 6800 со щелью 32 мм.

     

           Режим I (основной) с получением  щебня фракции 5 до 20 и св. 20  до 40 мм.

     Дробленый продукт кр. от 0 до 80 мм из дробилки Н 6800 разгружается на конвейер  К-05 и подается в агрегат грохочения - на грохот  Master Flo CS 144 III с ситами 40, 20 и    5 мм.

     Надрешетный продукт верхнего сита грохота (кр. св. 40 мм) возвращается на конвейере  К-06 в бункер-накопитель FP 20 L  и транспортируется в конусную дробилку Н 6800.

     Подрешетный продукт нижнего сита -  фр. от 0 до 5 мм – конвейером К-09 транспортируется на склад песков из отсевов дробления.

     Надрешетные продукты среднего (фр. 20-40 мм) и нижнего (фр. 5-20 мм) сит грохота объединяются на конвейере К-08, перегружаются на конвейер К-10 и поступают в конусную дробилку Н 6800-F с выходной щелью 13 мм. Для выпуска готовой продукции фр. 20-40 мм после  вторичного дробления предусмотрена установка шибера. Продукт фр. св. 20 до 40 мм  разгружается на конвейер К-07 и направляется на конусный склад готовой продукции.

     Для равномерной разгрузки конусной дробилки третичного дробления предусматривается бункер-накопитель FP 20 L объемом 20 м3 с вибропитателем PF 10/20. Продукт дробления конусной дробилки третичного дробления Н 6800-F разгружается на конвейер К-11 и поступает в роторную дробилку ударного действия «Merlin-VSI-RP107»  далее на  агрегат грохочения –  грохот Master Flo CS 144 III с ситами 20, 10 и 5 мм

     Надрешетный продукт верхнего сита грохота – кр.св. 20 мм – возвращается на конвейерах К-08 и К-10 в конусную дробилку  Н 6800-F.

     Подрешетный продукт верхнего сита (кр. 10 – 20 мм) объединяется с надрешетным продуктом нижнего сита (кр. 5-10 мм) на конвейере К-12 и транспортируется на склад готовой продукции фр. от 5 до 20 мм.

     Подрешетный продукт нижнего сита грохота  CS 144 III – кр. от 0 до 5 мм – конвейером К-13 транспортитуется на склад песков из отсевов дробления.

   

Компоновочная схема ДСУ с роторной дробилкой.

Горная масса 0÷900

Грохот

фр. 20-150                   Sx1624                                 фр. 0-20

                                                                                фр. 150-900

                                                             

Щёковая дробилка

JM 1211

                                                                                 фр. 0-230      

Конусная дробилка

H 6800

                                                                                 фр. 0-80

Грохот

CS 144 III

                              

                                  фр. 0-5          фр. 5-20          фр. 20-40          фр. + 40                      

Конусная дробилка

H 6800-F

                                                                               

                                                                         фр. 0-30

                                                                       

Роторная дробилка

Merlin-VSI-RP107

Грохот

CS 144 III

                               

                                                  фр. 0-5     фр.5-10                фр. 10-20                фр. + 20

                                                                      схема 2

Основные конструктивно-компоновочные решения

     Компоновочные решения

     Конструктивно-компоновочные решения определяются набором передвижных агрегатов, которые установлены на открытой площадке на фундаментах.

     Нестандартизированное оборудование (узлы перегрузок) выполнено с учетом свойств транспортируемого материала. Конструкция узлов обеспечивает самотечное  перемещение материала, исключает забивку или зависание материала, узлы выполнены износоустойчивыми.

     Общий вид ДСУ приведён на чертеже 090500-4-ЗУГОР-ДП-8.      

     Бункеры и склады

     В составе ДСУ планируются следующие буферные емкости:

  •  загрузочное  устройство агрегата I дробления емкостью 65 м3;    
  •  промежуточный конус продукта кр. 20-230 мм высотой до 13 м;
  •  загрузочное устройство агрегата II дробления  емкостью 20 м3;
  •  загрузочное устройство агрегата III дробления  емкостью 20 м3;
  •  склад  щебня фр. св. 20 (25)  до 40 (60) мм;
  •  склад  щебня фр. от 5  до 20  (25)  мм;
  •  склад песка из отсевов дробления фр. от 0 до 5 мм;
  •  склад карьерных загрязняющих  примесей фр. от 0 до 20 мм.

     Разгрузка автосамосвалов г.п. 35,5т или 30 т односторонняя. Разгрузочная площадка ограничена  у приемного бункера двухъярусной подпорной стенкой из железобетона с высотой  подпора грунта 11,25 м. На контакте с приемным бункером по верху  подпорной стенки предусмотрено устройство упорного бруса высотой 0,75 м.

     Склады готовой продукции открытые конусного типа. Основание складов выполнено из хранимого материала.

     Выделенные карьерные загрязняющие примеси фр. от 0 до 20 мм складируются в отвал вскрышных пород, как временно хранящиеся, по мере  необходимости используются  для хозяйственных нужд  (ремонт автодорог предприятия  и районных автодорог).

     Песок из отсевов дробления  фр. от 0 до 5 мм складируется в выработанное пространство карьера «Рыборецкий» и реализуется  потребителям по мере  возникновения спроса на данный вид продукции.

    Конусные и буферные склады готовой продукции

    Конусные склады готовой продукции

     Готовая продукция складируется на открытых конусных складах. Основание складов выполнено из хранимого материала. Результаты расчета складов приведены в таблице 4.2.

Таблица 4.2.

Наименование

Угол естественного откоса, град.

Высота конуса, м

Емкость, м3

Производитель- ность,  м3/сут

Запас хранения, сут

Щебень св. 20 до 40 мм

40

8,5

920

842,6

1,1

Щебень св. 5 до 20 мм

40

8,5

920

1824,6

0,5

Песок из отсевов дробления от 0 до 5 мм

40

8,0

1000

1210,2

0,83

Карьерные загрязняющие примеси от 0 до 20 мм

40

5,5

250

174,5

1,5

     Готовая продукция с конусных складов отгружается в автомобильный транспорт и отправляется на буферные склады, расположенные в 2-х км от площадки ДСУ. Погрузка готовой продукции в автомобильный транспорт осуществляется с помощью колесного погрузчика «Volvo-220»  с ковшом емкостью 4 м3. В период навигации предусматривается транспортировка готовой продукции непосредственно на причал, расположенный  в 2,5 км к юго-востоку от ДСУ.

         Буферные склады готовой продукции

     Для временного складирования готовой продукции в отсутствие навигации на Онежском озере проектом предусматривается  устройство буферных складов, которые рассчитаны на хранение щебня фр. св. 20 до 40 мм  и фр. от 5 до 20 мм  в течение 150 суток  (период закрытия навигации).

     Формирование буферного склада производится с помощью бульдозера Б-170 и погрузчика  «Cat – 980».   При сменной производительность бульдозера, составляющей  450   м3/см  (по практическим данным),  для выполнения максимального годового объема работ на буферном  складе необходимо 9250/450 = 20 машино-смены работы бульдозера.

     После открытия периода навигации на Онежском озере готовая продукция из буферных складов отгружается в автосамосвалы и транспортируется  на причал. Погрузка готовой продукции осуществляется  с помощью фронтального пневмоколесного погрузчика  «Caterpillar-988» с ковшом 5,7 м3 .   Буферные склады готовой продукции – открытые штабельные. Основание складов выполнено из хранимого материала. Запас хранения материала на складах – 150 суток.

           Согласно акту выбора и обследования земельного участка  для складирования строительного щебня в районе с. Рыбрека  выделены два участка площадью 3,3 га и 6,5 га.

     Буферные склады рассчитаны на хранение щебня фр. св. 20 до 40 мм и фр. от 5 до 20 мм. Для исключения смешивания фракций проектом принимается складирование готовой продукции на отдельные участки:

          Участок 1 площадью 6,5 га – щебень фр. от 5 до 20 мм;

         Участок 2 площадью 3,3 га – щебень фр. св. 20 до 40 мм.

4.5.3. Расчёт основного технологического оборудования

     Расчёт основного технологического оборудования производим с учётом выбранного режима работы ДСУ по часовым нагрузкам на оборудование с учётом коэффициента неравномерности подачи горной массы Кн = 1,1 и в соответствии с данными п.4.5.1. настоящего дипломного проекта. Производительность оборудования принята по данным завода-изготовителя

Основное технологическое оборудование.

     Питание перед грохочением

     Назначение операции – предварительное питание перед грохочением.

     Нагрузка на операцию – 385 т/ч.

     На данной операции применен вибрационный питатель Fx 1542 с лотком 480×1500 мм. Наибольшая производительность питателя составляет 400 т/ч.

     Коэффициент загрузки (Кз ) равен 1.

     Грохочение перед первичным дроблением

Назначение операции – предварительное грохочение перед первичным дроблением горной массы 0-900 мм с насыпной плотностью 1,8 т/м3

     Нагрузка на операцию – 385 т/ч.

     На данной операции применен колосниковый грохот Sx 1624 с ситами 120 (100) мм (защитное) и 20 (16) мм. Наибольшая производительность грохота составляет 500 т/ч.

     Коэффициент загрузки (Кз) равен 0,7.

     Техническая характеристика питателя и грохота приведена в таблице 4.3.

     

Таблица 4.3.

Техническая характеристика агрегата крупного дробления

Наименование

Значение

Примечание

1. Тип агрегата

FSх  1542

2. Емкость загрузочного устройства, м3

65

3. Тип вибрационного питателя

Fх  1542

4. Размеры лотка, мм

4180×1500

5. Производительность, т/ч

350-500

Б. Масса, кг

5550

7. Тип колосникового грохота

Sх 1624

8. Количество сит, шт.

2

9. Размеры деки грохота, мм

2400×1600

10. Ячейки сита, мм

120 (защитное) ; 20

11. Габаритные размеры грохота, мм

-   длина×ширина×высота

2600 ×2000×1600

12. Масса, кг

6580

13. Тип дробилки

JM 1211 НD

щековая

14. Тип качания щеки

сложное

15. Размеры загрузочного отверстия, мм

1200×1100

16. Производительность, м3

355-470

17. Ширина разгрузочной щели, мм

125-250

18. Мощность электродвигателя, кВт

132

19. Габаритные размеры, мм

-   длина×ширина×высота

3610×2350×3510

20. Масса, кг

35400

21. Тип вибрационного грохота

РFU 12,5/23

22. Размер лотка, мм

     длина×ширина

2300×1250

23. Ширина разгрузочной течки, мм

850

24. Масса, кг

1100

25. Мощность электродвигателя, кВт

2×2,3

26. Габаритные размеры конвейера:

     ширина ленты, мм

     длина, м

1000

50

К-01

27. Мощность электродвигателя, кВт

30

28. Конвейер ленточный

     ширина ленты, мм

     длина конвейера, м

650

20

К-02

29. Мощность электродвигателя, кВт

5,5

30. Установленная мощность, кВт

160

31. Масса агрегата, кг

118230

     Выделение материала кр. от 0 до 20 мм

     Назначение операции – выделение карьерных загрязняющих примесей  кр. от 0 до 20 мм.

     Нагрузка на оборудование (нижнее сито грохота) – 87,2 т/ч.

     На данной операции установлен колосниковый грохот  Sх 1624 площадью 3,8 м2  с ситом 20 мм и верхним защитным ситом 120 мм.

     Производительность грохота Sх 1624 с учетом коэффициента к = 0,9 на нижнее сито составляет 450 т/ч.

     Техническая характеристика грохота приведена в таблице 4.5.

     Первичное дробление.

     Назначение операции – дробление материала 120 – 900 мм и крупности 0 – 230 мм.

     Нагрузка на операцию – 297,8 т/ч.

     На данной операции установлена щековая дробилка JM 1211 HD , работающая со щелью 140 мм. Производительность дробилки 400 т/ч.

     Коэффициент загрузки (Кз) равен 0,75.

     Питание в туннельном питателе.

      

     Назначение операции – предварительное питание перед вторичным дроблением продукта крупностью 20 –230 мм с насыпной плотностью 1,8 т/м3 .                                                      

     Нагрузка на операцию – 366,56 т/ч.

     На данной операции применена станция туннельного питания TS 29А  с питателем     PFU 12,5/23 с лотком 2300 × 1250 мм.   Станция туннельного питания изготавливается из усиленных металлических пластин и предназначена для промежуточного склада с высотой конуса до 22 м. Течка специально сконструирована для увеличения производительности питателя.

     Наибольшая производительность питателя составляет 400 т/ч.

     Коэффициент загрузки (Кз) равен 0,91.

           Питание перед вторичным дроблением.

 Назначение операции – равномерная загрузка продукта  крупностью 20-230 мм  с насыпной плотностью 1,8 т/м3   в дробилку вторичного дробления.

     Нагрузка на операцию – 433,16 т/ч.

     На данной операции применен промежуточный бункер-накопитель  FP 20 L  с вибропитателем  PFU 12,5/23,  размеры лотка – 2300 × 1250 мм.  Наибольшая производительность питателя составляет 450 т/ч.  

     Коэффициент загрузки (Кз) равен 0,96.

       Вторичное дробление.

     Назначение операции – дробленеи материала 0 – 230 мм до крупности 0 – 80 мм.                       

     Нагрузка на оборудование– 433,16 т/ч.

     На данной операции применена конусная дробилка  Н 6800 с разгрузочной щелью 32 мм.

     Производительность дробилки при ширине разгрузочной  щели 32 мм составляет 240 – 670 т/ч.

     Коэффициент загрузки (Кз) равен 0,8.

Таблица 4.4.

 Техническая характеристика агрегатов среднего и мелкого дробления

Наименование

Значение по дроблению

среднее дробление

мелкое дробление

1. Тип загрузочного устройства

FP 20 L

2. Емкость загрузочного устройства, м3

20  

3. Масса, кг

6000

4. Тип питателя

станция туннельного питания TS 29A с питателем PFU 12,5/23

PF 10/20

5 . Производительность, т/ч

450

450

6. Размеры лотка, мм

2300×1250

2500×1000

7. Ширина разгрузочной течки, мм

850

500

8. Размеры туннеля, мм

    длина

    ширина

3000

2300

-

-

9. Масса, кг

6900

1200

10. Тип дробилки

Н 6800 ЕС

Н 6800-F

11. Наибольший размер загружаемых

кусков, мм

300

75

12 . Производительность, т /ч

240-670

190-220

13. Ширина разгрузочной щели, мм

32

13

14. Мощность электродвигателя, кВт

315

315

15. Габаритные размеры дробилки, мм:

-   диаметр конуса

-    высота

1950

4220

16. Масса дробилки, кг

23500

14000

17. Конвейер ленточный

К-03

К-08

- ширина ленты, мм

1000

650

- длина конвейера, м

24

5

18. Мощность электродвигателя, кВт

15

4

19. Конвейер ленточный

К-04

К-10

- ширина ленты, мм

1000

650

- длина конвейера, м

24

35

20. Мощность электродвигателя, кВт

18,5

18,5

21. Конвейер ленточньм

К-05

К-11

- ширина ленты, мм

1000

650

- длина конвейера, м

47

47

22. Мощность электродвигателя, кВт

2×15

18,5

Товарное грохочение после вторичного дробления.

     Назначение операции – грохочение материала 0 – 80 мм на грохоте  Master Flo CS  144 III с ситами 40, 20 и 5 мм.

     Нагрузка на операцию составляет: по ситу 40 м – 433,16 т/ч; по ситу 20 мм – 346,17 т/ч, по нижнему ситу 5 мм – 200,25 т/ч.

     Верхнее сито 40 мм.

     Производительность по продукту  0 – 40 мм составляет  530 т/ч.

     Коэффициент загрузки сита – 0,82.

     Среднее сито 20 мм.

     Производительность по продукту  0 – 20 мм составляет  390 т/ч.

     Коэффициент загрузки сита – 0,88.

     Нижнее сито 5 мм.

     Производительность по продукту  0 – 5 мм составляет  215 т/ч.

     Коэффициент загрузки сита – 0,93.

          Питание перед третичным дроблением

     Назначение на операции – равномерная загрузка продукта крупностью 5 –40 мм с насыпной плотностью 1,55 т/м3 в конусную дробилку третичного дробления.

     Нагрузка на операцию 257,3 т/ч.

     На данной операции применен промежуточный  бункер – накопитель FP 20 L с вибропитателем PF 10/20,  размеры лотка – 2500 × 1000 мм. Наибольшая производительность питателя составляет 450 т/ч.

     Коэффициент загрузки (Кз) равен 0,57.

     Третичное дробление.

 На данной операции применена конусная дробилка Н 6800-F с разгрузочной щелью 13 мм  Производительность дробилки при ширине разгрузочной щели 13 мм составляет 195-350 т/ч.

    Коэффициент загрузки (Кз) равен 0,85.

   Товарное грохочение

     Назначение операции – грохочение материала 0 – 30 мм на грохоте CS 144 III с ситами 20, 10 и 5 мм.

     Нагрузка на операцию составляет: по верхнему ситу 20 мм – 257,3 т/ч, по среднему ситу 10 мм – 199,16  т/ч, по нижнему ситу 5 мм – 162,16 т/ч.  

     Верхнее сито 20 мм.

     Производительность по продукту  0 - 20 мм составляет  400 т/ч.

     Коэффициент загрузки сита – 0,65

     Среднее сито 10 мм.

     Производительность по продукту  0 – 10 мм составляет  275 т/ч.

     Коэффициент загрузки сита – 0,73.

     Нижнее сито 5 мм.

     Производительность по продукту  0 – 5 мм составляет  180 т/ч.

     Коэффициент загрузки сита – 0,9.

    Результаты расчета основного технологического оборудования сведены в таблицу 4.6.

Таблица 4.5.

                   Техническая характеристика агрегатов грохочения

Наименование

Значение

Примечание

1. Тип грохота

Master Flo CS 144 III

2. Количество сит, шт.

3

3. Размеры сит, мм

6000×2400

4. Площадь сит, м2

14,4

5. Тип двигателя:

   - мощность, кВт;

   - частота вращения, об./мин.

22

2 х 26

Б. Габаритные размеры грохота, мм:

-   длина

5000

-   ширина

2000

-   высота

3200

7. Масса грохота, кг

9980

8 . Конвейер ленточный

К-06

-   ширина ленты, мм

650

-   длина конвейера, м

40

9. Мощность двигателя, кВт

11

10. Конвейер ленточный

-   ширина ленты, мм

-   длина конвейера, м

650

25

К-07

11. Мощность двигателя, кВт

11

12. Конвейер ленточный

-   ширина ленты, мм

-   длина конвейера, м

650

20

 

К-09

13. Мощность двигателя, кВт

5,5

14. Конвейер ленточный

-   ширина ленты, мм

-   длина конвейера, м

650

25

К-12

15. Мощность двигателя, кВт

11

16. Конвейер ленточный

-   ширина ленты, мм

-   длина конвейера, м

650

20

К-13

17. Мощность двигателя, кВт

5,5

Таблица 4.6.                         

Результаты расчета технологического оборудования

Операция

Выход,

%

Производительность по схеме, т/ч

Нагрузка на оборудование, т/ч

Оборудование

Производительность оборудования, т/ч

Коэффициент загрузки

Режим I - основной

Питание перед грохочением

100

350,0

385,0

Вибрационный питатель Fх-1542

400,0

1,00

Грохочение перед I дроблением

100

350,0

385,0

Грохот колосниковый Sх 1624 щель120, 20 мм

500,0

0,70

Выделение материала

0-20 мм

16

56

67,20

Грохот колосниковый Sх 1624 щель120, 20 мм

     500,0

0,20

Первичное дробление

59

207

297,8

Дробилка

JM-1211 HD 

щель 140 мм

400,0

0,75

Питание в туннельном питателе

95,21

333,23

366,56

Станция туннельного питания ТS 29А с питателем PFU 12,5/23

400,0

0,91

Питание перед II дроблением

112,51

393,78

433,16

Бункер-накопитель FP 20 L c вибропитателем PFU 12,5/23

450,0

0,96

Вторичное дробление

112,51

393,78

433,16

Дробилка Н 6800 щель 32 мм

500,0

0,80

Товарное грохочение после

II дробления

37,90 34,41 17,61

393,78 254,15 182,05

433,16 346,17 200,25

Грохот  Master Flo CS 144 III        сито 40 мм 

сито 20 мм

сито 5 мм

530,0

390,0

215,0

0,82

0,88

0,93

Питание перед III дроблением

66,83

233,91

257,3

Бункер-накопитель FP 20 L c вибропитателем PF 10/20

450,0

0,57

Третичное дробление

66,83

233,91

257,3

Дробилка Н 6800-F щель 13 мм

300,0

0,85

Товарное грохочение

31,95 28,76 13,36

233,91 181,05 147,42

257,3 199,16 162,16

Грохот Master Flo CS 144 III        сито 20 мм 

сито 10 мм

сито 5 мм

400,0

275,0

180,0

0,65

0,73

0,90

     Для перемещения материала приняты ленточные конвейеры с углом наклона 19˚ .

     Результаты расчета сведены в таблице 4.7.   

Таблица 4.7.

Расчёт конвейерного оборудования

Наименование

Ширина ленты, мм

Длина, м

Угол накл., град.

Скорость ленты,

м/с

Нагрузка по схеме, т/ч

Технич. производительность,

т/ч

Коэффициент загрузки

1 . Конвейер    К-01

1000

50

16

1,0

366,56

800

0,45

2 . Конвейер    К-02

650

20

17

1,0

18,44

300

0,10

3. Конвейер    К-03

1000

24

17

1,0

366,56

800

0,45

4. Конвейер    К-04

1000

24

16

1,0

433,16

800

0,54

5. Конвейер    К-05

1000650

47

15

1,0

433,16

800

0,54

6. Конвейер    К-06

650

40

16

1,0

66,61

600

0,11

7 . Конвейер    К-07

650

25

18

1,0

79,29

500

0,16

8. Конвейер    К-08

650

5

5

1,0

257,30

500

0,51

9. Конвейер    К-09

650

20

18

1,0

67,79

300

0,23

10. Конвейер   К-10

650

35

19

1,0

257,30

500

0,51

11. Конвейер  К-11

650

47

14

1,0

257,30

500

0,51

12. Конвейер   К-12

650

25

18

1,0

175,60

300

0,58

13. Конвейер   К-13

650

20

18

1,0

51,43

300

0,17

Таблица 4.8.

Спецификация технологического оборудования

Позиция: по

Наименование

Кол-во

Масса,

Примеча

плану ДЗУ

кг

Ние

1

2

3

4

5

1.

Агрегат I дробления

1

118230

1.1

Устройство загрузочное емкостью 65 м3

1

1.2

Вибрационный питатель Fх 1542

1

5550

2×10,8 кВт

1.3

Грохот колосниковый Sх  1624

1

6580

2×10,8 кВт

1.4

Дробилка щековая JM-1211 НD

1

35400

132 кВт

1.5

Течка

1

1.6

Конвейер ленточный К-01

1

30 кВт

1.7

Конвейер ленточный К-02

1

5,5 кВт

1.8

Станция туннельного питания TS 29A

1

5800

1.9

Вибропитатель  PFU 12,5/23

2

1100

2×2,3 кВт

1.10

Течка

1

1.11

Конвейер ленточный К-03

1

15 кВт

1.12

Металлоискатель  S 3000/950

1

1.13

Конвейерные весы

1

2.

Гидравлический молот Rammer- Е64/ С400

1