1. Геологическая характеристика месторождения 1.1. Геологическое строение месторождения

1. Геологическая характеристика месторождения
1.1. Геологическое строение месторождения
Ковдорское месторождение комплексных руд сложено изверженными породами,
принадлежащими к формации ультраосновных щелочных пород каледонского тектономагматического цикла. Оно имеет кольцевое центробежно-зональное строение. Ядро
сложено
древними
оливинитами,
которые
окружены
прерывистой
оболочкой
пироксенитов. Породы уртит-ийолит-мельтейгитовой серии образуют вокруг ядра практически сплошное, невыдержанное по мощности, кольцо. Прослеживается фенитовый
ореол по гнейсам и пёстрый комплекс метасоматитов, включающий залежи крупнокристаллического флогопита.
Рудовмещающими породами месторождения
являются фениты, ийолиты,
гипербазиты.
Рудный комплекс представлен крупным трубообразным телом (Главная залежь) и
серией мелких разноориентированных тел - сателлитов жилообразной формы в югозападном и северо-восточном окончаниях рудного поля.
В Главной рудной залежи сосредоточено 97 % балансовых запасов месторождения.
Залежь тело вытянута в субмеридиональном направлении на 1400 м, форма ее в плане
неправильная. Морфологически залежь разделена на 2 части: южную и северную. Южная
представляет собой изометричное в плане крутопадающее трубообразное тело шириной
700…800 м, северная – апофизу рудной трубы мощностью 200…250 м, вытянутую в
субмеридиональном направлении на 500 м. Падение залежи в целом крутое, близкое к
вертикальному, с незначительным склонением под углом 80…85 град. к югу.
Рудная зона месторождения - дуговидная прерывистая зона, обращённая выпуклостью на юго-восток, с кулисным размещением рудных тел. В направлении с севера на
юг эта зона меняет ориентировку с субмеридиональной на юго-западную. На участке её
изгиба локализована основная масса руд, образовавшая субвертикальную трубообразную
главную рудную залежь, от которой к северу отходит апофиза в виде сильно вытянутого
по простиранию столба. К юго-западу от главной залежи простирается рудная зона в
виде тел линзо- и жилообразной формы с отвесным падением. В северо-восточном
направлении прослеживается уплотнённый, расширяющийся с глубиной рудный столб,
вершина которого вскрыта восточным бортом действующего карьера.
Породно-рудный комплекс - неслоистый. Исключением является унаследованная полосчатость в фенитах и фенитизированных гнейсах (юго-западный борт карьера) с
крутым, до отвесного, падением на северо-восток, которая практически не влияет на
устойчивость уступов. Границы между смежно залегающими породами, как правило,
3
нечёткие, устанавливаются только по смене минерального
состава. Такие
переходные зоны не являются поверхностями ослабления в массиве скальных
пород. Исключением являются ярко выраженные контакты линейных даек
карбонатитов, обычно обрамлённые каймой карбонатно-слюдистого состава и
тектонические зоны раздробленных пород с зеркалами скольжения, которые могут
быть ослабленными поверхностями в массиве скальных пород. Дайки небольшой
мощности
(0,1-2,8
м)
нередко
полностью
деформированы
(раздроблены,
рассланцованы).
Коренные породы месторождения перекрыты практически сплошным
чехлом
четвертичных
отложений,
преимущественно
озёрно -ледниковых,
флювиогляциальных и аллювиальных. Они представлены валунно-галечным,
песчано-гравийным и супесчаным материалом. Суммарная мощность этих отложений
изменяется от 0,5 до 20-35 м.
Положение
нарушений
месторождения
двух
систем:
контролируется
северо-восточной,
пересечением
совпадающей
с
тектонических
ориентировкой
соответствующего глубинного разлома и субмеридиональной.
Внешние контуры залежи сложные, извилистые. Границы с вмещающими
породами определяются опробованием с учетом бортовых содержаний компонентов.
Морфология залежи осложнена многочисленными жильными ответвлениями во
вмещающие породы, наличием среди руд останцов вмещающих пород и секущих тел
карбонатитов.
Изменчивость залежи по падению незначительна. С глубиной размеры ее
уменьшаются, становится более четким удлинение в субмеридиональном направлении.
Главная залежь прослежена скважинами до глубины 2000 м, выклинивание не
обнаружено.
1.2. Гидрогеологическая характеристика месторождения
В районе месторождения развиты два водоносных комплекса: верхний - поровопластовых вод покровных четвертичных отложений и нижний -
трещинных вод
дезинтегрированных и трещиноватых коренных пород архей-палеозойского комплекса.
Эти воды образуют единый безнапорный водоносный комплекс с общим уровнем и
одинаковыми условиями питания и разгрузки.
Верхний
водоносный
комплекс
четвертичных
отложений
приурочен
к
аллювиальным, озерно-ледниковым и флювиогляциальным пескам различной крупности,
гравийно- и валунно-галечниковым породам с песчано-супесчаным заполнителем, и в
4
меньшей степени,
к моренным образованиям. В основном эти отложения развиты в
долинах р. Ковдора, оз. Ковдора, руч. Железорудный. Подземные воды залегают на
глубине 0.5 – 5.0м, реже 10 – 12м.
Нижний водоносный горизонт развит повсеместно. Отличительной чертой нижнего
горизонта является чрезвычайно неравномерная, пестрая водообильность горных пород
как в вертикальном, так и в горизонтальном разрезе. Это обусловлено литологопетрографическим составом руд и пород, степенью дезинтеграции, трещиноватости и
тектоники.
Наиболее водообильны породы, расположенные в понижениях рельефа и на
небольшом расстоянии от реки и озера. Это объясняется приуроченностью понижений к
ослабленным тектоническим зонам, где прослеживается повышенная трещиноватость и
повышенная мощность хорошо проницаемых четвертичных отложений, воды которых
гидравлически взаимосвязаны с водами коренных пород.
Характеристика водоносных комплексов и горизонтов приведена в табл.1.1.
Характеристика
водоносных
горизонтов
и
комплексов
подземных
вод,
распространённых на Ковдорском месторождении.
Табл.1.1
Наименование
водоносного
горизонта.
- озёрноледниковый
водоносн. Горизонт
Наименование
водовмещающих пород
Коэффициент Распространение
фильтрации, водоносного
горизонта
К, м/сут
Водоносный комплекс четвертичных отложений:
Гравийно-галечниковые
от 6 –15
6,5 – 328
отложения
до 20 – 25
- флювиогляциальный Гравийно-песчаные
водоносн. горизонт
Мощность
водоносн.
Горизонта,
м
отложения.
-моренный
водоносный
горизонт
Валунно-галечниковые
отложения с песчаносупесчаным заполнителем
- аллювиальный
водоносный
.горизонт
Гравийно-песчаные
отложения
средняя –
33.5м
от
нескольких
метров до
20 – 30м
5 - 15
Долина
р.В.Ковдора,
оз.Ковдоро,
руч.Железорудный
В долине
реки
Ковдора
1 – 2 до 4,5
10 – 320
ср. 220
Долина
р.В.Ковдора,
оз.Ковдоро,
руч.Железор
удный
Водоносный комплекс трещиноватых коренных пород:
5
Продолжение табл.1.1
1
2
- подземные воды зоны
интенсивной
дезинтеграции
Интенсивно выветрелые
коренные породы
(наиболее водообильные:
-трещиноватые фениты и
карбонатиты;
-трещин.магнетитовые
руды;
-породы рудного
комплекса);
-породы ийолитмельтейгитовой группы.
- подземные воды зоны
сильной
Сильно трещиноватые
трещиноватости;
коренные
скальные породы
(зона частичной
дезинтеграции)
-подземные воды
Слабо трещиноватые
слабой
скальные породы.
трещиноватости;
-подземные воды
затрудненного
водообмена.
3
4
ср. 3 – 5
12 –20м
1,3 – 45,0
средн. 4,0
сред. 1,0
40 – 55м
1.0
55 – 80м
ср. 0.26
до
глубины
100-150м
Менее
0,26,а на
отдельных
участках до
0.26 – 1.0
-подземные воды
глубоких
тектонических зон.
на глубине
около
1500м
выявлена
напорная
зона с
К=0.023
5
Верхняя
интенсивно
выветрелая
часть
коренных
пород,
залегающая
под
четвертичны
-ми
отложениям
и
Эта зона
развита
ниже зоны
дезинтеграц
ии
Обводнённы
е
тектоническ
ие зоны
распростран
е-ны
неравномер
но.
Имеют
довольно
низкую
водообильн
о-сть
По характеру трещиноватости и степени проницаемости среди коренных пород
выделяются 4 зоны (ниже толщи рыхлых четвертичных отложений):
1-я – зона дезинтеграции до глубины 12 – 20м.
2-я – зона сильной трещиноватости до глубины 40 – 50м.
3-я – зона средней трещиноватости до глубины 55 – (80 – 100)м.
С 1-й по 3-ю зоны – это зона активного обмена.
4-я – зона затруднённого водообмена ниже 80 - 100м.
6
На отдельных участках развития тектонических нарушений, коэффициент
фильтрации может изменяться до глубины 100 – 150м в пределах значений 2-й и 3-й зон.
В рассматриваемом районе естественный режим подземных вод наблюдался до
начала работы дренажной системы карьера, введённой в 1967г. Абс. отм. зеркала
подземных вод изменялись от 217.8м на западе и до 213.0м на востоке.
Области
распространения,
питания
водоносных
поскольку
горизонтов
водоносные
совпадают
горизонты
с
имеют
областями
их
исключительно
инфильтрационное питание.
Разгрузка подземных вод приурочена к местным базисам эрозии
- долине
р.В.Ковдора и её притокам – ручьям: Быстрый, Безымянный, Железорудный.
Разработка
железорудного
месторождения
открытым
способом
нарушила
естественный режим подземных вод, разгрузка подземных вод происходит на горизонтах
карьера.
Вблизи карьера произошло снижение статического уровня подземных вод на
десятки метров. При этом, по району в целом увеличились гидравлические уклоны
депрессионной поверхности, а, следовательно, и скорости фильтрации подземных вод.
В настоящее время максимальный гидравлический градиент западного фланга
равен i=0,018, восточного – i= 0,062. На восточном фланге очаги питания и разгрузки
находятся на минимальном расстоянии друг от друга.
Областью питания подземных вод восточного ряда является оз. Ковдоро, очагом
разгрузки – карьер, который находится на расстоянии 300 – 350м от него.
В связи с этим, стабилизация депрессионной воронки при развитии карьера
наступила очень быстро и она ограничилась: на западе – руслом реки В. Ковдора в 2 –
2,5 км от технической границы, на юге – хвостохранилищем в 2,5 км, на севере – в 2 –3км
по руслу ручья Железорудного, на востоке – в 1,5 км, где проходит линия водораздела.
На участке: карьер – восточный дренажный узел – озеро Ковдоро с отстойником
карьерных вод, наблюдается отрыв уровня подземных вод от уровня воды в отстойнике до
8м.
Отстойник является основным источником обводнения карьера на восточном
фланге. В отстойник сбрасываются воды карьерного водоотлива, откачиваемые воды
восточной группы скважин и прибортового дренажа гор.+178м, кроме того, туда
поступают сточные воды ТЭЦ и склада ГСМ.
Химический состав подземных вод обоих водоносных
комплексов до начала
отработки месторождения практически не отличался. Воды относились к ультрапресным
7
гидрокарбонатно-кальциевым с минерализацией от 70 до 150мг/л, а речные воды имели
минерализацию от 50
до 100мг/л. Воды
не агрессивны к бетону, и не обладают
коррозионной активностью к железу.
В связи с вводом в действие карьера, системы осушения, горнообогатительного
комбината, хвостохранилища, отсыпкой отвалов, сбросом дренажных и карьерных вод
резко изменились условия питания и разгрузки и гидрохимический состав подземных и
поверхностных вод.
Гидрографическая сеть района оказывает существенное влияние на формирование
подземных вод. Наличие высокопроницаемой толщи аллювиальных отложений долины
р.Ковдора, оз.Ковдоро и ручьёв, залегающей на трещиноватых скальных породах,
обуславливает условия питания водоносного комплекса трещиноватых скальных пород.
К особенностям геолого-структурного строения относятся:
-
наличие многочисленных взаимопересекающихся глубинных тектонических
разломов, проходящих в основном вдоль речных и озёрных долин, способствует
проникновению подземных вод на значительные глубины:
-
повсеместное развитие зоны дезинтеграции скального массива в его верхней
части, по которой осуществляется связь между отдельными тектоническими зонами.
Влияние климатических условий и особенностей рельефа на формирование
подземных вод заключается в следующем: повышенная влажность воздуха и пониженная
испаряемость, в сочетании с выпадением большого количества осадков в тёплое время
года создают условия для накопления вод в понижениях рельефа, фильтрацию их на
глубину, формированию подземных вод в четвертичных отложениях и скальных
трещиноватых породах.
Технология и способы отработки карьера связаны с разработкой скальных пород
буровзрывным способом, что приводит к образованию искусственной трещиноватости в
прибортовом массиве, по которому происходит движение подземных вод.
К техногенным факторам, влияющим на режим подземных вод, относится
фильтрация воды из хвостохранилища и аккумуляция воды в породных отвалах с
последующей фильтрацией в водоносные горизонт.
1.3. Качественная характеристика полезных ископаемых
Рудные образования месторождения образуют два резко отличающихся друг от
друга количественным соотношением карбонатов (главным образом кальцита) и
силикатов (форстерита, флогопита, редко пироксена) минеральных комплекса (в
последовательности формирования): апатит-силикатно-магнетитовый (силикатные руды)
8
и апатит-карбонатно-магнетитовый (карбонатные руды). Во всех типах руд присутствует
бадделеит.
Руды
подразделяются
на два
промышленных типа: бадделеит-апатит-
магнетитовые (БАМР) и маложелезистые апатитовые руды (МЖАР). Каждый из этих
типов подразделяется по преобладающему составу нерудных минералов на силикатный
и карбонатный подтипы.
Силикатный подтип БАМР включает в себя форстерит-магнетитовые сплошные и
штокверковые
(ФМ)
и
апатит-форстерит-магнетитовые
(АФМ)
природные
разновидности руд, которые в совокупности составляют 77 % запасов МЖАР.
Карбонатный подтип БАМР представлен апатит-кальцит-магнетитовыми (АКМ) и
гумит-тетрафлогопит-апатит-кальцит-магнетитовыми рудами, а также
карбонатно-
форстерит-магнетитовыми
(флогопит)-
(КФМ),
в
том
числе
кальцит-форстерит
магнетитовыми и доломит-форстерит (флогопит, тремолит) - магнетитовыми рудами (23%
запасов МЖАР).
АФМ и ФМ руды прослеживаются по всему месторождению. На севере залежи они
целиком слагают мощную протяженную меридиональную апофизу; в средней части
оттесняются ядром карбонатных руд к периферии – боковым зонам; в юго-западном
секторе наблюдается сложное чередование с карбонатитами, включениями ксенолитовых
блоков вмещающих пород. ФМ руды
содержанием двух главных
неравномернозернистые
крупнозернистые,
примерно с
равным
минералов: форстерита и магнетита. АФМ руды
брекчиевидной,
пятнистой,
грубополосчатой и
массивной
текстуры. В среднем они содержат 40% магнетита, 35-40% форстерита и 18-20%
апатита.
АКМ и КФМ руды слагают в основном ядро залежи, где тесно переплетаются друг
с другом и секутся большим количеством мелких жилообразных тел маложелезистых
апатитоносных карбонатитов. Они отличаются друг от друга как по присутствию апатита,
так и по количеству основного рудного минерала – магнетита, но по текстурноструктурным
особенностям
эти
разновидности
руд
близки
между собой.
Это
неравномерно зернистые и неоднородные породы. При вариациях состава КФМ руды в
среднем содержат магнетита 50-60%, а апатита 3-4%. АКМ руда содержит в значительном
количестве апатит (в среднем 17-18%), но в ней меньше магнетита – 30-35%. Кальцит в
обеих разновидностях руд в среднем представлен в количестве 25-30%. Помимо
упомянутых выше главных минералов в АКМ и КФМ рудах постоянно присутствует
форстерит. Текстуры этих руд пятнистые, пятнисто-полосчатые, узорчатые.
9
Маложелезистые
апатит-силикатные
(апатит-форстеритовые
и
апатит-
флогопитовые) – (АС) и апатит-карбонатные руды (АК) составляют соответственно 27 и
73% МЖАР.
АС руды
образуют
внешнюю оболочку Главной рудной залежи
мощностью до 50-60м. Сложены они в основном форстеритом (35-40%), флогопитом (3540%),
апатитом (до 15%), магнетитом (10-15%). Руды изобилуют реликтовыми
включениями
Соответственно
ийолитов,
этому
количество
постепенно
которых
убывает
нарастает
количество
к
периферии
залежи.
форстерит-флогопитовых
новообразований и связанных с ними рудных минералов (апатит, магнетит). Текстуры АС
руд полосчатая, пятнистая, реликтово-брекчиевидная, сетчато-штокверковая; структура
неравномерно-зернистая.
АК руды представлены преимущественно апатит-кальцитовыми карбонатитами.
Они развиты в центре рудной залежи, где тесно перемежаются с рудами АКМ и КФМ,
пересекая их в виде жил, линз, неправильных тел и штокверков. В среднем АК руды
состоят из апатита (15%), магнетита (15-20%), кальцита (65-70%). Второстепенные
минералы представлены флогопитом, форстеритом и сульфидами. Текстура руд
пятнистая, узорчато-сетчатая, полосчатая по характеру распределения темноцветных
минералов или массивная на участках, где таких минералов мало или нет. Структура
равномерно-зернистая.
Рис.1.1.
Минеральный состав руд
месторождения, %
6
3
Магнетит
15
41
Апатит
Форстерит
Карбонаты
Слюды
18
Прочие
17
Относительные количества разновидностей руд в запасах промышленных типов
руд в недрах и средние содержания основных компонентов в них приведены в табл.1.2.
Основными компонентами руд, имеющими промышленную ценность, являются Fe,
P2O5 и ZrO2; важное значение для обогащения руд имеет также CO2. Вредные примеси – U
и Th , а также MgO, S и TiO2. Содержание Fe общ., P2O5 и ZrO2 приведено
в табл. 1.1, 1.4…1.6.
10
Характеристика разновидностей руд.
Тип руды
ФМ сплошные
ФМ штокверковые
АФМ
АКМ
КФМ
АС
АК
Табл. 1.2
Доля в запасах
Содержание, %
пром. типа,
%
Fe общ.
Р2О5
1. Бадделеит-апатит-магнетитовые руды
21
36,93
6,39
СО2
3,26
5
24,20
1,69
51
25,04
8,77
15
24,19
7,14
8
32,31
1,65
2. Маложелезистые апатитовые руды
27
11,50
6,31
73
8,50
6,09
4,00
4,83
14,83
12,03
4,7
28,2
Химический состав пород, засоряющих добываемую руду, приведен в табл. 1.3.
Химический состав засоряющих пород.
Литологическая
разновидность пород
Вмещающие породы:
Пироксениты
Ийолиты
Фениты
Прочие
Включения пород в рудах:
БАМР
МЖАР:
АС
АК
Fe общ.
Табл.1.3
Содержание основных компонентов, %
P2O5
CaO
CO2
ZrO2
S
9,4
7,3
3,8
6,3
1,4
1,9
1,5
6,5
16,2
19,1
21
39,02
6,8
7,4
3,2
53,89
0,03
0,05
0,02
0,04
0,22
0,38
0,08
0,37
7,7
3,3
24,8
22,7
0,04
0,32
6,7
5,75
3,04
3,49
19,96
43,65
8,16
33,43
0,019
0,019
0,28
0,38
Физико-механические свойства руд и пород приведены в табл. 1.4.
Физико-механические свойства руд и пород.
Наименование
Объемная масса,
т/м3
1
Руды:
БАМР
Табл.1.4
Естественная
влажность, %
2
Коэффициент
крепости по
Протодьяконову (f )
3
3,51…3,76
7…9
1,3
3,16* (то же)
7…9
1,3
2,79
3…4
1,3
2,99 (среднее)
2 (то же)
8…19
0,5…1
1,3
10…25
4
(среднее 3,58* сухая руда)
МЖАР
Породы:
Карбонатиты и сильно
выветрелые породы
Прочие:
Скальные
Рыхлые
11
* средние значения в запасах категорий B+C1; для расчетов применено уравнение:
V= 0.0262 х Fe общ. + 2,89 т/м3.
1.4. Разведанность месторождения и запасы полезных
ископаемых
ОАО
"Ковдорский
месторождения
горно-обогатительный
комбинат"
эксплуатирует
2-а
рудного сырья (месторождение бадделеит-апатит-магнетитовых и
маложелезистых апатитовых руд и техногенное месторождение отходов обогащения I-го
поля хвостохранилища) и 1-но месторождение готовит к промышленному освоению
(месторождение апатит-штаффелитовых руд). Объектом далекой перспективы вовлечения
в промышленную эксплуатацию можно рассматривать месторождение апатитоносных
карбонатитов, залегающее в непосредственной близости от действующего карьера
бадделеит-апатит-магнетитовых и маложелезистых апатитовых руд (рис.1.2).
С 1979 по 1998 гг. на месторождении с целью прироста запасов ниже абсолютной
отметки минус 350 м проведены поисково-оценочные работы до минус 1300 м и
оценочные работы до минус 525 и минус 650м, по данным которых подсчитаны запасы
руд между вышеупомянутыми отметками. Однако, Комитет природных ресурсов по
Мурманской области, рассмотрев отчет о результатах доразведки (оценочных работ) за
1989…1998 гг., не рекомендовал запасы к утверждению на основании пессимистического
прогноза уровня добычи руды на Ковдорском ГОК (протоколы ОАО «Ковдорский ГОК»
от 18.08.99 и НТС КПР Мурманской обл. № 309а от 27.01.2000). Через несколько лет
появилась возможность увеличения производительности ГОК, и было принято решение
разработать данный проект, предусматривая максимально возможную углубку карьера с
учетом материалов оперативного подсчета запасов, произведенного по данным оценочных
работ.
Месторождение разведано в верхней части до глубины 600м (абсолютная отметка
минус 350 м), где запасы квалифицированы по категориям, в основном, B, C1 и частично
C2 в соответствии со 2-й группой сложности по «Классификации запасов…» ГКЗ. Нижняя
часть месторождения между абсолютными отметками минус 350 и минус 660 м является
оцененной, запасы квалифицированы по категориям C1 и большей частью C2.
12
Схематическая геологическая карта Ковдорского рудного узла
рис.1.2.
500м
1 – месторождение бадделит-апатит-магнетитовых и маложелезистых руд;
2 – апатит-штафелитовое месторождение;
3 – апатит-карбонатитовое месторождение.
Запасы руд месторождения на 01.01.98 по подсчету ФГУП ВИОГЕМ приведены в
табл. 1.5.
Запасы месторождения по подсчету ФГУП ВИОГЕМ
Табл.1.5
Тип
Категория
Запасы,
Содержание, %
руды
запасов
тыс.т
Fe общ.
P2O5
ZrO2
1
2
3
4
5
6
Выше абсолютной отметки минус 350 м
БАМР
B+C1
429 407
26,34
6,78
0,17
С2
83 748
25,60
4,92
0,16
МЖАР
13
1
АС
АК
Итого
МЖАР
БАМР
МЖАР
МЖАР
АС
АК
Итого:
МЖАР
БАМР
МЖАР
АС
АК
2
B+C1
C2
B+C1
C2
3
102 973
10 133
85 495
59 372
4
11,18
9,16
9,37
7,26
Продолжение табл.1.5
5
6
6,68
0,08
6,48
0,07
4,87
0,07
4,25
0,05
B+C1
188 468
10,36
5,86
C2
69 505
7,54
4,58
Между абсолютными отметками минус 350 и минус 660 м
C1
87 465
27,24
7,54
C2
335 702
26,71
6,56
C1
C2
C1
C2
1 198
65 710
8 511
103 445
0,16
0,17
4,99
6,22
5,79
4,51
0,06
0,07
0,09
0,06
C1
9 709
10,40
5,69
C2
169 155
9,14
5,17
Всего выше абсолютной отметки минус 660 м
B+C1
516 872
26,49
6,91
C2
419 450
26,49
6,23
0,08
0,06
B+C1
C2
B+C1
C2
0,08
0,07
0,07
0,06
104 171
75 843
94 006
162 817
10,85
10,02
10,34
8,58
0,08
0,05
11,18
9,90
9,46
8,10
6,66
6,25
4,49
4,42
0,17
0,17
Итого:
МЖАР
B+C1
198 177
10,36
5,63
0,08
C2
238 660
8,67
5,00
0,06
Производительность Ковдорского карьера по сырой руде, отправляемой на
переработку на ОФ, установлена 16,0 млн.т. Соотношение
магнетитовых и маложелезистых апатитовых руд в
бадделеит-апатит-
рудной шихте, подаваемой на
переработку, определяется при содержании Fe общ.-24,2%, P2O5-6,85%, ZrO2-0,145%.
Объем руды, направляемой на фабрику на уровне 16,0 млн.т выдерживается 34
года.
Стабильная производительность карьера по горной массе на уровне 50 млн.т
выдерживается до 2012 года. В дальнейшем, по мере постановки уступов на конечный
контур, объемы по горной массе снижаются. Полностью все запасы руды, включенные в
контур карьера, предусмотрено отработать к 2049 году.
Срок существования карьера ─ 44 года.
14
2. Современное состояние горных работ в карьере
2.1. Технологическая схема добычи руды и выемки вскрыши
Процесс
добычи
и
подготовки
рудной
шихты
состоит
из
следующих
последовательных, тесно связанных между собой и взаимозависимых технологий:
- Опережающее на 2–3 года геолого-технологическое изучение подлежащего
разработке массива горных пород, качества руды по содержанию железа в руде и в
магнетите, пятиокиси фосфора, двуокиси циркония, а также примесей, влияющих на
качество продукции и эффективность технологии обогащения;
- Буровые работы.
Бурение взрывных скважин осуществляется станками шарошечного бурения
типа СБШ-250 МН с диаметрами породоразрушающего инструмента 244,5 и 250,8 мм.
Для бурения скважин приконтурных блоков и последних рядов технологических блоков
используются станки D245S (“Sandvik-Tamrok”) с шарошечными долотами диаметром
171,4 мм, а для бурения скважин предварительного щелеобразования (контурных блоков)
коронками диаметром 134 мм, приконтурных блоков и последних рядов технологических
блоков ─ коронки диаметром 165 мм.
Обуривание блоков производится в соответствии с планом горных работ по
проектам, которые составляются работниками рудника «Железный».
Объемы и места бурения взрывных скважин определяются планами горных работ,
исходя из необходимости своевременной подготовки запасов отбитой руды и вскрыши,
ширины рабочих площадок. Для производительной работы буровых станков, сокращения
перегонов и обеспечения качественного взрывания блоков рекомендуются следующие
параметры буровых площадок:
- оптимальная ширина блока должна быть не менее 20 - 30 м для размещения 3-х и
более рядов взрывных скважин, обеспечивающих многорядное коротко-замедленное
взрывание;
- оптимальный объем обуреваемого и взрываемого блока должен быть не менее 1,0
-1,2 мес. производительности экскаватора, т.е. в зимний период
70-120 т.м3, в летний
период 100- 150 т.м3 , оптимальное количество скважин на блоке составляет 200 - 300 шт.
при длине блока 200 - 300 м.
Основными факторами, влияющими на производительность буровых станков, а
также выбор оптимальных режимов бурения, типов и диаметров шарошечных долот
являются высокая изменчивость физико-механических свойств (коэффициент крепости по
Протодьяконову колеблется от 4-8 до 15-20), обводненность, абразивность, степень
трещиноватости горных пород.
15
Организация буровых работ обеспечивается таким образом, чтобы выполнять
своевременную сдачу части или всего блока под зарядку путем последовательного
бурения скважин от первого ряда к последующему и от одного фланга блока к другому.
Взрывные работы.
Специфика ведения взрывных работ на ОАО «Ковдорский
ГОК» при
подготовке горной массы к экскавации обусловлена сложными горно-геологическими
условиями в карьере с одной стороны и близостью зданий и сооружений промплощадки и
города с другой стороны.
Cложность
горно-геологических
условий
обуславливается
высокой
обводненностью месторождения (водоприток в карьер составляет 1500-2000 м³ воды в
час) и высокой степенью перемежаемости руд и пород, различных по минеральному
составу, крепости и трещиноватости с преобладанием трудно- и весьма трудно
взрываемых пород и руд. Особые условия на производство взрывных работ накладывает
близость зданий и сооружений промплощадки комбината (ТЭЦ, корпуса крупного и
мелкого дробления дробильной фабрики), расположенные в карьере дробильноперегрузочные узлы ЦПТ руды и вскрыши, стационарная станция главного водоотлива,
проходческие станции водоотлива, ЛЭП глубоких вводов.
Всё вышеперечисленное предъявляет весьма жесткие требования к производству
взрывов в карьере: при необходимости обеспечения высокого качества дробления горной
массы, воздействие сейсмики и УВВ на здания и сооружения промплощадки и города
должно быть минимальным.
При подготовке горной массы на руднике "Железный" применяется взрывная
отбойка методом скважинных зарядов.
В период 1995-2000 г.г. осуществлена полная модернизация взрывных работ в
карьере. В настоящее время применяется отвечающая мировым стандартам технология
производства массовых взрывов эмульсионными взрывчатыми веществами (ЭВВ) с
системой инициирования скважинных зарядов «Нонель» (Дино Нобель). Приготовление
компонентов ЭВВ, их доставка на взрываемые блоки смесительно-зарядными машинами
(СЗМ) «Трейдстар» и размещение ЭВВ в скважины осуществляются сторонней
организацией – филиалом фирмы «ИМС», учрежденной в России совместно норвежской
компанией «Норск Гидро» и американской – «МСАЙ».
Для заряжания скважин применяются взрывчатые вещества (ВВ), допущенные к
применению на открытых горных работах:
16

для заряжания сухих скважин - граммонит 79/21 заводского изготовления и
эмульсионное ВВ - эмулит ВЭТ 300.

эмулит ВЭТ
для заряжания обводненных скважин - гранулотол и эмульсионное ВВ 700.
Эмулиты марок ВЭТ представляют собой механическую смесь эмульсии «ВЭТ
70С», гранулированной аммиачной селитры, дизельного топлива и газогенерирующей
добавки (ГГД) и изготовляются на местах применения в процессе заряжания скважин
смесительно-зарядной машиной (СЗМ) «Трейдстар».
СЗМ «Трейдстар» предназначена для раздельного транспортирования к местам
производства взрывных работ невзрывчатых компонентов и изготовления, в процессе
зарядки скважин, эмульсионных взрывчатых веществ - эмулитов марок ВЭТ.
Эмульсия «ВЭТ 70С» и ГГД изготавливаются на стационарном пункте
изготовления (СПИ) Ковдорского филиала ООО «ИМС». На СПИ производится также
заправка СЗМ компонентами ЭВВ: эмульсией, ГГД, аммиачной селитрой и дизельным
топливом.
Постановка уступов в конечное положение.
Постановка
уступов
карьера в конечное положение является одним из
производственных процессов и входит в единую технологическую схему работы карьера.
Конечной целью этого технологического процесса является отстройка устойчивого
постоянного борта карьера, сохранение горного массива за контуром постоянного борта, а
также придание откосам уступов углов, соответствующих предельному равновесию
пород, слагающих массив. Важность этого технологического процесса определяется тем,
что от него в конечном итоге зависит безопасность работ на глубоких горизонтах, а также
срок жизнедеятельности карьера.
В связи со сложным геологическим и гидрогеологическим строением Ковдорского
месторождения вопросы, связанные с устойчивостью бортов и выбором оптимальной
технологии постановки уступов в конечное положение, находятся в стадии постоянного
изучения и развития.
Основной актуальной проблемой при этом является проблема увеличения углов
наклона постоянных бортов карьера, так как она неразрывно связана с возможностью
радикального сокращения затрат на эксплуатацию месторождения в целом за счет
снижения объемов вскрышных пород, либо роста доли отработки запасов месторождения
прогрессивным открытым способом при экономически приемлемом коэффициенте
вскрыши.
Поэтому
возникает
необходимость
применения
новой
технологии
17
формирования предельных бортов карьера, максимально крутых, но устойчивых до конца
эксплуатации карьера.
Увеличение углов наклона постоянных бортов карьера является одним из наиболее
радикальных путей минимизации затрат на разработку месторождений полезных
ископаемых открытым способом. При этом укручение бортов карьеров, хотя затраты на
него  неизбежны и значительны, нельзя воспринимать только как удорожающий и
усложняющий производство фактор. Данные расходы являются инвестициями в развитие
горного предприятия, причем с очень высоким индексом внутренней доходности проекта.
Увеличение углов наклона постоянных бортов карьера невозможно без увеличения углов
наклона и высоты уступов в конечном положении при сохранении устойчивости уступов.
Использование скважин диаметром 244,5 мм практически во всем диапазоне изменения
коэффициента крепости пород является недопустимым с точки зрения обеспечения
сохранности законтурного породного массива. Для обеспечения максимальной степени
сохранности высоких уступов на предельном контуре карьера и, соответственно, повышения их долговременной устойчивости необходимо изменение существующей технологии
контурного взрывания и отбойки предконтурного породного слоя. Одним из элементов
новой технологии является применение бурового станка, способного бурить скважины
диаметром 130-170 мм.
Экскавация горной массы.
На
руднике
оборудования
«Железный»
применяются
в
качестве
экскаваторы
основного
ЭКГ-8И
и
выемочно-погрузочного
ЭКГ-10,
выпускаемые
производственным объединением «Ижора-Картекс».
Экскаваторы на руднике «Железный» заняты на следующих видах работ:
-
на погрузке горной массы в карьере;
-
на погрузке руды на внутрикарьерных перегрузочно-усреднительных
складах;
-
на погрузке вскрыши на перегрузочных складах;
-
на погрузке щебня на складе сырья и готовой продукции ДСУ; складе щебня
гор.226-214 м.
-
на вспомогательных работах в карьерах;
-
на хозяйственных работах.
Горные породы в карьере различаются по трудности их разработки экскаваторами,
которая определяется, главным образом, категорией взрываемости пород.
18
Для Ковдорского месторождения, имеющего сложное геологическое строение,
характерна перемежаемость пустых пород, маложелезистых руд (АС- апатит-силикатные,
АК- апатит-карбонатные, то есть руды с содержанием железа от 10 до 15%, апатита – до 77,5%), руд с содержанием железа 22-23% (АКМ – апатит-кальцит-магнетитовые, АФМ –
апатит-форстерит-магнетитовые, КФМ – карбонат-форстерит-магнетитовые).
В связи с этим в целях подачи на обогатительный комплекс руды требуемого
качества, сокращения потерь и засорения
применяется селективная выемка отбитой
рудной массы и вскрыши.
Экскаваторы выполняют основную и вспомогательную работы.
К основной работе относится:
-
погрузка горной массы (руды и вскрыши) в карьере в автосамосвалы;
-
проходка съездов;
-
работа на перегрузочных и перегрузочно-усреднительных складах.
К вспомогательным работам относятся:
-
отбор и складирование негабаритов;
-
заоткоска уступов;
-
зачистка и выравнивание подошвы уступа;
-
обезопашивание уступов;
-
зачистка обратных выбросов от массовых взрывов;
-
снятие козырьков, нависей;
-
разработка
трудноэкскавируемых
участков
блока,
отказов,
не
проработанных взрывом участков;
-
переезды;
-
разборка и подготовка забоя, перелопачивание горной массы;
-
проходка и зачистка трасс;
-
зачистка площадок под бурение.
Бульдозеры для технологических работ
Парк
технологических бульдозеров установлен в соответствии с «Нормами
технологического проектирования» и предназначен для:
- зачистки рабочих площадок, планировки подъездов к экскаваторам в карьере;
- работы на отвалах;
- работы на усреднительных складах руды.
19
Табл.2.1
Бульдозерная техника
Наименование
Рабочий парк бульдозеров, в т.ч.:
- в карьере
ДЭТ-250
ДЭТ-320Б1
- на перегрузочном складе руды
САТ-9R
Всего инвентарный парк бульдозеров, в
т.ч.
ДЭТ-250
ДЭТ-320Б1
САТ-9R
Количество на 2008 год
(ед.)
11
2
4
1
15
3
5
7
Усреднение вещественного состава комплексного минерального сырья.
Технологический процесс обогащения минерального сырья весьма чувствителен к
колебаниям его вещественного состава. Это тем более очевидно для сквозной технологии,
Сложность
«сквозной»
технологии
обогащения
заключается
прежде
всего,
в
исключительно непостоянном («пёстром») вещественном составе руды: содержание
железа колеблется от 15 до 40%, пятиокиси фосфора – от 4 до 10-12%, двуокиси циркония
– от 0,1 до 0,2%. Кроме того, на параметры обогащения комплексной руды и качество
конечной продукции существенное влияние оказывают такие факторы, как содержание
TiO2, соотношение форстеритовых, карбонатных и других типов и подтипов руд, а также
количество примесей сульфидных и радиоактивных (U, Th) элементов.
Специалистами комбината разработана, опробована и с 1998 г. введена в
повседневную практику технологическая система получения однородной рудной шихты, в
основе которой вывозка из рудных забоев и формирование по специальной схеме 2-х
усреднительных складов с
последующей подачей из этих складов на обогащение
усредненной руды в количестве 70 – 80% от общего объёма рудной шихты и
одновременно 20 – 30% сортовой руды из двух-трёх рудных забоев для доведения шихты
до плановых (нормативных) параметров по содержанию основных компонентов – железа,
фосфора,
циркония. Система
усреднения
руды
потребовала
дополнительных
и
существенных эксплуатационных затрат.
Другим важнейшим элементом системы обеспечения стабильного состава рудной
шихты является непрерывный инструментальный контроль параметров по всей
технологической цепочке добычи и обогащения сырья. С этой целью выработаны и
реализованы крупные организационные и технические проекты. Разработана и освоена
методика геолого-технологического картирования месторождения с опережающими
исследованиями на обогатимость малообъёмных технологических проб сырья в
20
лабораториях инженерного центра (ИЦ) комбината. С участием ряда сторонних
организаций, но в основном силами геофизической лаборатории ИЦ внедрены аппаратура
и методики оперативного экспресс контроля качества сырья и продуктов обогащения. На
входе в корпус железорудного передела с помощью комплекта аппаратуры МВ-3
осуществляется непрерывное определение содержания железа в конвейерном потоке
рудной шихты, информация «высвечивается» на дисплеях диспетчера карьера, службы
контроля качества (СКК) и позволяет достаточно оперативно корректировать состав
рудной шихты по этому параметру. В отделении флотации апатита смонтирована и
действует система автоматического отбора и доставки проб, их подготовки и
рентгеноспектрального экспресс определения содержаний P2O5, SiO2, MgO, ZrO2 в
питании, концентрате и хвостах апатитовой флотации, с ежечасной передачей
информации диспетчерам рудника, обогатительного комплекса и в СКК. В бадделеитовом
переделе рентгеноспектральным и радиометрическим методами экспрессно и в широком
диапазоне определяется содержание ZrO2, а также радиоактивность промпродуктов и
товарного бадделеита.
Усреднение рудной шихты и экспрессный контроль её параметров позволили
установить и поддерживать основные нормативные требования к рудной шихте,
обеспечивающие
приемлемую
стабильность
«сквозной»
технологии
обогащения
комплексного сырья.
«Узкие места»:

отсутствие зарядов контурного взрывания российского производства,
необходимого диаметра и технологичных в применении;

высокая степень изношенности буровых станков СБШ-250МН. При
предельном сроке эксплуатации станков 4-5 лет в работе находится 6 станков выпуска до
1994 г., требующих списания и замены;

отсутствие в наличии и производства в России высокопроизводительных
буровых станков бурения скважин малого диаметра (130-140 мм) и повышенной глубины
(до 50 м), остро необходимых для постановки уступов в конечное (предельное) положение
по специальной технологии, обеспечивающей устойчивость уступов и бортов карьера;

высокая степень изношенности экскаваторов ЭКГ-8И. Срок службы 11 ед.
превысил предельно допустимый. Необходимы их списание и замена;
21
2.2. Организация перемещения карьерных грузов
2.2.1. Автомобильный транспорт
Для вывозки из карьера рудника «Железный» и карьера хвостов ММС вскрышных
пород во внешние отвалы, руды и хвостов ММС на
применяются
большегрузные
автосамосвалы
обогатительную
фабрику
типа БелАЗ-75191, БелАЗ-75131 и их
модификаций, НД-1200, HД-1200-1, САТ-785В, САТ-785С.
Табл.2.1
№
Наименование
1
1.
2.
3.
2
Грузоподъемность
Собственная масса
Геометрическая
емкость кузова
Мощность двигателя
Максимальная
скорость движения
Размеры машины:
- Длина
- Ширина
- Высота (без груза)
- С поднятым кузовом
Высота () колеса
Наименьший радиус
поворота по колее
переднего наружного
колеса
Угол опрокидывания
кузова
База
Колея передних
колес
Расстояние от
переднего бампера до
задней оси автомобиля
4.
5.
6.
7.
8.
9.
10.
11.
12.
Ед.
изм.
БелАЗ75191
БелАЗ75131
НД1200
НД1200-1
5
130
105
САТ785В,
785С
6
136
99.8
3
т
т
4
110
90
7
120
89.5
8
120
99
м3
л-с
41/47
1100
51/74
1600
41/57
1380
46.1
1200
46.1
1350
км/ч
мм
….
….
….
….
м
48
42
56.3
60.7
57.5
11270
6135
5340
10700
3.060
11500
7450
5720
11000
3.060
11022
6640
5769
11207
3.060
10885
6550
5250
10440
3.060
10980
6640
5560
11370
3.060
м
12.0
13.0
14.2
10.3
12.5
град.
мм
мм
61.0
5300
4900
46.0
5300
5100
49.0
5180
4850
47.5
5400
5015
47.0
5400
5016
мм
7900
8150
7612
7714
7800
На базе автомашин БелАЗ-540, 548, 549, 75191, оборудованы и эксплуатируются в
карьере
специальные
машины:
тягачи,
пескоразбрасывающие,
поливочные,
оросительные, зарядные (МЗ-4), для перевозки хозяйственных грузов и др.
Кроме автосамосвалов типа БелАЗ для выполнения различных вспомогательных
работ (доставка людей, материалов, ВМ, забоечного материала, запасных частей,
сменных
узлов, оперативного дежурного персонала, воды, ГСМ и т.п.) в карьере
используются автомашины общего назначения типа ЗИЛ-130, УАЗ-469, КрАЗ-256, Татра,
КамАЗ и др.
22
Интенсивность движения по автодорогам определяется производительностью карьера,
схемой вскрытия, расстоянием транспортировки и скоростью движения автотранспорта.
Производительность карьерных автосамосвалов зависит от многих факторов:
— расстояния перевозки и высоты подъема груза,
— руководящего уклона и состояния проезжей части автодорог,
— состояния автосамосвалов,
— применяемой схемы маневров на погрузочной и разгрузочной площадках,
— состояния забоя, производительности экскаватора при погрузке,
— климатических условий и других факторов.
Средняя годовая производительность автосамосвалов в работе в условиях карьера
рудника "Железный" и каpьеpа хвостов ММС Ковдорского ГОКа в период с 1998 – 2008
гг. составила при среднем расстоянии транспортировки горной массы 3.8 - 4.2 км:
CАТ-785В:
1520 - 1660 т/маш. смену;
БелАЗ-75191: 2200 – 2620 т/маш. смену;
НД-1200:
1540-1700 т/маш. смену.
На основании рекомендаций Института Горного Дела (г.Свердловск) по внедрению
технологических схем для рациональной эксплуатации автосамосвалов различной
грузоподъемности на карьере рудника «Железный» АО «Ковдорский ГОК» установлено,
что допустимая высота подъема для автомобилей БелАЗ-75191 составляет 200 м, для НД1200-270 м; НД-1200-1-310м; СAT-785В, СAT-785C и БелАЗ-75131- без ограничений.
2.2.2. Циклично-поточные технологии
В мировой практике открытой разработки месторождений полезных ископаемых
широкое развитие получила циклично-поточная технология, позволяющая сократить
расстояние транспортировки руды и вскрыши за счет применения ленточных конвейеров
под углом 16-18о и крутонаклонных конвейеров под углом 30-90о.
Рудный дробильно-конвейерный комплекс
На Ковдорском ГОКе с 1987 года эксплуатируется рудный конвейерный комплекс
с производительностью 16 млн. т в год и ежегодным экономическим эффектом в пределах
21-25 млн. рублей в зависимости от объемов транспортировки. Проектом института
«Гипроруда» предусматривалось строительство второй очереди РДКК с отметкой
концентрационного гор. +40 м. и углом наклона конвейера 16 градусов. В связи с низкой
окупаемостью данного технического решения, не смотря на практически завершенные
горно-подготовительные работы по строительству трассы, работы по строительству
23
РДКК-II
приостановлены до принятия решения по строительству крутонаклонного
конвейера.
Ввод в работу П очереди рудного комплекса обусловлен неизбежным ростом
расстояний транспортировки руды до дробильных установок и как следствие увеличения
количества
автотранспорта
преимуществами
занятого
конвейерного
на
транспорта,
этих
в
работах,
первую
а
также
очередь
очевидными
себестоимостью
транспортировки и возможностью вовлечения дополнительных объёмов руды в
отработку.
Табл.2.2
Показатели
1987 г.
1988 г.
1990 г.
1995 г.
2000 г.
2005 г.
2006 г.
2007 г.
Производительность
карьера по руде, тыс. тн.
16853
16607
16393
8892
9140
16125
16400
16700
Расстояние
транспортировки руды,
км.
3,61
2,97
2,28
3,04
3,40
4,16
4,29
1,31
Абсолютная отметка дна
карьера, м.
+40
+10
-5
-35
-80
-116
- 125
- 133
Рис.2.1
ё
Расстояние транспортировки руды, км
5
4,5
4
3,5
3
2,5
2
1,5
1
0,5
0
1987 г.
1988 г.
1990
1995
2000
2005
2006
2007
Расстояние транспортировки руды, км
В настоящее время рассматривается вопрос строительства П очереди РДКК с
использованием крутонаклонного конвейера (КНК) под углом 600 для подъема руды с
горизонта –20 м на высоту 140 м. Рассматривается несколько вариантов использования
24
КНК конструкций с прижимной лентой фирмы HOWARD TRADING INC (Украина) и с
лентой Snake Sandwich (змеевидной формы) фирмы Марубени (Япония).
Следует отметить, что для подготовки места размещения КНК на горизонте – 20
метра необходимо выполнить 3,85 млн. м3 горных работ, что обеспечивается в течение
2004-2005 г.г. Таким образом, если учесть, что на проектирование и изготовление
конструкций КНК необходимо 2 года, то запуск в эксплуатацию нового конвейера можно
ожидать с начала 2007 года.
Инвестиции для строительства нового КНК составляют 424,0 млн. руб. При вводе
нового КНК расстояние транспортировки руды сокращается от 4,3 км (2006 г.) до 1,1 км
(2007 г.).
Породный дробильно-конвейерный комплекс
В октябре 1999 г. введена в эксплуатацию I очередь ЦПТ скальной вскрыши с
расчетной производительностью дробления и транспортировки 12 млн.т в год. Комплекс
пущен в работу с двумя щековыми дробилками и пятью конвейерами общей длиной 1150
м. Комплекс обеспечивает подъем дробленой скалы на высоту 153 метра и обеспечивает
снижение расстояния транспортировки вскрыши автотранспортом почти на 25%.
Для увеличения производительности ЦПТ скалы в мае 2004 г. запущена в работу
третья дробилка, что обеспечило рост объемов транспортировки дробленой скалы от
10036 тыс. т (2003 г.) до 13000 т. т (2004 г.)
Следующим этапом развития ЦПТ скалы на комбинате намечается наращивание
трассы магистрального конвейера М2 на отвале №3 на длину 583 м. За счет наращивания
конвейера М2 высота конвейерного отвала увеличится на 106 м, что крайне важно для
комбината при очень стесненных
условиях. Расстояния транспортировки вскрыши
автосамосвалами приведены в таблице и показывают существенное влияние фактора
эксплуатации ЦПТ скалы на показатели карьерного транспорта.
2.3. Карьерный водоотлив
В настоящее время на дне карьера эксплуатируется проходческая насосная станция
в составе четырех тандемов, укомплектованных насосными агрегатами Д 630х90 и
соответствующей арматурой. Всего установлено 8 агрегатов. Они откачивают карьерные
воды по трубопроводу диаметром 630 м в резервуары перекачной насосной станции на
горизонте - 20 м.
25
К резервуару № 1 емкостью 950 м3 подключены три насосных агрегата ЦН 900х310
и к резервуару № 2 емкостью 950 м3 подключены три насосных агрегата ЦН1000х180.
Перекачная
насосная
станция,
укомплектованная
насосными
агрегатами
ЦН900х310, по трубопроводу диаметром 630 мм откачивает воду на поверхность в канал
горизонта 216 м.
Перекачная насосная станция на горизонте - 20 м, укомплектованная тремя
насосными агрегатами ЦН1000-180 и тремя агрегатами ЦН900-310, по трубопроводу
диаметром 630 мм насосами ЦН1000-180 откачивает воду в резервуары ДПУ на
технологическом горизонте 130 м, из которых три насосных агрегата Д1250х125
откачивают ее на поверхность, или насосами ЦН900-310 непосредственно на поверхность
минуя перекачную насосную станцию ДПУ. ОАО «Ковдорский ГОК» в 2006 г.
перекачную насосную станцию на горизонте - 20 м перебазирует на горизонт
- 35 м. В
новом положении перекачная насосная станция будет эксплуатироваться до 2009 года
включительно. В этот период будет действовать существующая схема водоотлива.
26
Табл.2.3
2.4. Основные показатели годового плана
Ед.
изм.
2006 г.
2007 г.
2008 г.
в том числе по кварталам:
Отчет
План
Ожидаем.
план
I
II
III
IV
1
2
3
4
5
6
7
8
9
10
1. Объем реализуемой тов. продукции
2. Объем производства основных видов
продукции в натуральном выражении
2.1. Товарный железный концентрат
к реализации
— содержание железа
— содержание влаги
— количество металла
2.2. Апатитовый концентрат натуральн.
— в том числе из руды
— из лежалых хвостов (существ. технология)
— комплекс по перер. лежалых хвостов
100 % Р2О5 , всего
— в том числе из руды
— из лежалых хвостов (существ. технология)
— комплекс по перер. лежалых хвостов
2.3. Бадделеитовый концентрат, всего
— из руды
— из лежалых хвостов (существ. технология)
— комплекс по перер. лежалых хвостов
3. Горные работы
3.1. Рудник “Железный
3.1.1. Вскрыша эксплуатационная
— в т.ч. скальная
— в т.ч. через ЦПТ скалы
3.1.2. Добыча сырой руды (расчетно)
т. руб.
9107532,2
7471847,6
7498124,0
т. т.
5793,45
5806,0
5598,1
5440,0
1295,0
1394,0
1390,0
1361,0
%
%
т. т.
т. т.
т. т.
т.т.
т.т.
т. т.
т. т.
т. т.
т.т.
т
т.
т.
т.
64,00
4,72
3532,7
1955,08
1955,08
0
0
736,73
736,73
0
0
6736,44
6736,44
0
0
63,8
4,6
3534,9
1966,0
1966
0
0
739,7
739,7
0
0
6720,0
6720,0
0
0
64,05
4,7
3415,98
2001,7
1828,8
172,9
0
753,04
688,00
65,04
0
7361,8
6550,0
811,8
0
63,8
4,6
3326,72
2600,0
1864,9
191,1
544,0
977,78
701,58
71,89
204,31
7400,0
6543,2
856,8
0
63,8
1,3
815,3
519,0
459,5
63,8
6,0
836,04
692,7
467,9
63,8
6,5
829,03
686,0
463,9
63,8
2,5
846,35
702,3
473,6
47,4
48,4
47,3
48,0
12,1
195,25
172,86
17,83
4,56
1784,5
1573,8
210,7
176,4
260,43
176,02
18,21
66,2
1850,2
1632,4
217,8
174,8
257,91
174,53
17,79
65,59
1855,0
1634,8
220,2
180,7
264,19
178,17
18,06
67,96
1910,3
1693,2
217,1
0
0
0
0
т. м3
т. м3
т. т.
т. т.
10419,4
10419,4
15245,3
16199,9
11855,0
11855,0
16000,0
16400,0
11183,9
11183,9
14542,7
15630,5
11600,0
11600,0
15440,0
15500,0
2850,0
2850,0
3750,0
3800,0
2910,0
2910,0
3950,0
3900,0
2910,0
2910,0
3800,0
3850,0
2930,0
2930,0
3940,0
3950,0
10808815,3 2325864,3 2807568,3 2809347,7
2866035,0
27
Продолжение табл.2.3
1
Содержание в руде (расчетно):
— Fe
— Р2О5
— ZrO2
3.2. Добыча лежалых хвостов ММС
3.2.1. Содержание компонентов: — Р2О5
— ZrO2
4. Технологические показатели обогащения
4.1. Извлечение железа в концентрат
4.2. Извлечение в концентрат попутных
компонентов при обогащении:
— Р2О5 из руды
— Р2О5 из лежалых хвостов (существ.)
— Р2О5 (комплекс по перер. хвостов)
— ZrO2 из руды
— ZrO2 из лежалых хвостов
— ZrO2 (комплекс по перер. хвостов)
5. Производство щебня
6. Труд и заработная плата
6.1. Товарная продукция в действ. ценах
в сопоставимых ценах (цены 2005 г.)
6.2. Производительность труда по тов.
продукции на 1 раб. ППП в сопостав. ценах
6.3. Численность, всего
в т.ч. ППП
6.4. ФЗП
6.5. Выплаты социального характера
6.6. Среднемес. доход на 1 работника
6.7. Среднемес. з/плата 1 работника
7. Себестоимость ТП
8.Затраты на 1 руб. товарной продукции
9.Прибыль от реализации тов. продукции
2
3
4
5
6
7
8
9
10
%
%
%
т. т.
%
%
24,17
6,89
0,15
0
0
0
24,2
6,9
0,148
500,00
10,8
0,27
24,86
6,74
0,15
1330,2
12,3
0,3
24,2
6,91
0,150
5000,0
11,65
0,26
24,2
6,95
0,150
500,0
11,8
0,26
24,2
6,9
0,150
1500,0
11,6
0,26
24,2
6,9
0,150
1500,0
11,6
0,26
24,2
6,9
0,150
1500,0
11,6
0,26
%
90,3
90,2
90,23
90,2
90,2
90,2
90,2
90,2
%
66,2
0
0
27,5
0
0
640,0
66,72
50,70
0
28,06
26,00
0
640,5
66,6
48,5
48,9
28,0
25,5
0
600,0
66,6
66,6
66,6
66,6
%
%
%
%
%
т.т.
66,1
0
0
26,83
0
0
810,4
48,5
48,5
27,5
25,5
0
160,0
48,5
48,5
27,8
25,5
0
140,0
48,5
48,9
28,2
25,5
0
140,0
48,5
49,7
28,5
25,5
0
160,0
т. руб.
т. руб.
9092903,0
9071985,4
7916951,4
9044645,1
7986805,9
9122064,6
10096895,1 2207496,2 2609110,9 2621741,3
9518787,4 2165431,7 2460730,1 2432903,8
2658546,7
2459721,8
руб.
1834948,5
1879602,1
1936744,1
2167301,3
467392,9
561741,8
578077,9
чел.
чел.
т. руб.
т. руб.
руб.
руб.
т. руб.
коп.
т. руб.
4995,0
4944,0
951811,0
33509,4
16291,0
15820,0
6157185,6
67,71
2941647,9
4857,0
4812,0
1072447,0
58087,0
19277,0
18280,0
6483226,8
81,89
1226983,8
4740,0
4710,0
1061283,1
40462,4
19112,0
18573,0
6503271,1
81,43
1264591,4
4396,0
4392,0
1185123,0
47100,0
21960,0
22365,0
8691706,9
86,40
1829220,5
4643,0
4352,0
4333,0
4633,0
4350,0
4331,0
353466,0 276400,0 276061,0
12728,0
10791,0
11769,0
21945,0
21653,0
21780,0
25213,0
21042,0
21166,0
2107869,0 2166895,6 2118810,3
95,49
83,05
80,82
231055,3 522850,4 598849,7
4257,0
4255,0
279196,0
11812,0
22460,0
21827,0
2298132,0
87,66
476465,1
565685,1
28
3. Специальная часть
Ещё в середине 70-х годов прошлого столетия при проектировании IV очереди
расширения и реконструкции Ковдорского ГОКа было принято решение о поэтапном
переходе основного карьера на комбинированную автомобильно-конвейерную систему
транспортирования
горной
массы.
Целесообразность
использования
циклично-
поточной технологии (ЦПТ) была обоснована значительной проектной глубиной (более
500 м), относительно ограниченными размерами в плане и округлой формой карьера,
при которых применение распространённого в то время карьерного железнодорожного
транспорта было практически невозможно, а расстояние транспортирования и высота
подъёма гонной массы при только автомобильных перевозках с глубоких горизонтов
существенно превышали технически и экономически допустимые пределы.
В 1987 г. введён в эксплуатацию и в настоящее время успешно работает рудный
дробильно-конвейерный комплекс (РДКК) мощностью 16 млн.т. руды в год с
концентрационным горизонтом на отм.+142. Объёмы добычи руды с использованием
только РДКК в 2007 году составили 15,4 млн.т., в 2008 ─ 14,7 млн.т.
В 1992 г. был подписан контракт с фирмой “MAN Takraf” (Германия) на
разработку. Поставку и шефмонтаж технологического оборудования и системы
автоматизированного управления (фирмы “ABB”). Экономический кризис 90-х годов и
безуспешные поиски возможностей кредитного финансирования проекта задержали
строительство комплекса ЦПТ скальной вскрыши ещё на несколько лет, и только в
сентябре 1999 г. I очередь ЦПТ скальной вскрыши была введена в эксплуатацию.
Для увеличения производительности ЦПТ скалы в мае 2004 г. запущена в работу
третья дробилка, что обеспечило рост объемов транспортировки дробленой скалы от
10036 тыс. т (2003 г.) до 13000 т. т (2004 г.), а в 2005-2007 гг. производительность
комплекса приблизилась к проектной ─ 16 млн.т. в год (см. табл.3.1.)
Следующим этапом развития ЦПТ скалы на комбинате намечается наращивание
трассы магистрального конвейера М2 на отвале №3 на длину 583 м с выходом на
планируемые объёмы до 16 млн. т. в год. За счет наращивания конвейера М2 высота
конвейерного отвала увеличится на 106 м, что крайне важно для комбината при очень
стесненных условиях.
Табл.3.1
Общий объём
вскрышных работ
1999 г
2000 г
2001 г
2002 г
2003 г
2004 г
2005 г
2006 г
2007 г
2008*
г
14,9
18,7
21,8
20,4
20,3
21,8
29,6
31,4
31,2
31,8
29
по карьеру, млн.т.
В том числе с
применением
ЦПТ,млн.т./%
0,96/
6,5
6,0/
32,1
8,6/
39,3
9,0/
44,2
10,0/
49,5
13,0/
59,7
15,2/
51,5
14,2/
45,0
15,4/
49,5
13,5/
43,5
* остановки комплекса в связи реконструкцией участка ЦПТ.
3.1. Технологическая схема участка ЦПТ скальной вскрыши
Комплекс ЦПТ скальной вскрыши входит в состав дробильной фабрики ОАО
«Ковдорский ГОК». Строительство ЦПТ на борту карьера было связано с переходом на
отработку глубоких горизонтов, что вызвало определенные трудности в работе
автотранспорта в карьере при большой высоте подъема (более 300 м.). При
использовании транспорта непрерывного действия этот подъем преодолевается без
потери производительности.
При строительстве и эксплуатации ЦПТ предусмотрено использование
комбинированного автомобильно-конвейерного транспорта. Автомобильный транспорт
применяется в качестве забойного внутрикарьерного транспорта – I цикличное звено, а
конвейерный транспорт является II поточным звеном технологической линии,
осуществляющим функции доставки вскрышных пород из карьера во внешний отвал.
(расчёт автомобильного и конвейерного транспорта см. глава 6. Транспортная схема
участка ЦПТ скальной вскрыши).
Функциональное соединение между двумя видами транспорта осуществляет
дробильно–перегрузочный узел (ДПУ), который обеспечивает подготовку скальной
вскрыши к транспортировке ленточными конвейерами путем ее дробления.
На добыче горной массы в настоящее время используются экскаваторы типа
прямая механическая лопата ЭКГ-8И.
Исходные данные:
1. Производительность карьера по вскрышным породам: А = 32 млн. т/год
Ап 
А


32000000т / год
 10666,6тыс.м 3 / год
3,0т / м 3
(3.1)
γ ─плотность вскрышных пород в массиве 3,0 т/м3
Производительность ПДКК составляет приближённо 50% в год от общей
производительности
по
вскрышным
породам Aп  0,5 А  5333,3тыс.м 3 / год  16 млн.т / год
30
На погрузке вскрышных пород используются ЭКГ-8И
Технические характеристики данного экскаватора
Табл.3.1
Вместимость ковша, м3
Наибольший радиус копания, м
Радиус копания на уровне стояния, м
Наибольшая высота копания, м
Наибольшая высота разгрузки, м
Наибольший радиус разгрузки, м
Продолжительность цикла при повороте на 900 и разгрузке (в
скальных породах), с
8
18,34
12
13,6
8,3
16,3
32,5
Производительность одного ЭКГ-8И составит:
Сменная производительность экскаватора:
Qсм 
3600  T  E  k H  ku 3600  8  8  0,9  0,7

 2792 м 3
tц  k p
32,5 1,6
Т – время смены, ч
Т=8ч
Е – емкость ковша, м3
Е=8м3
(3.2)
кн – коэффициент наполнения ковша кн=0,9
кр – коэффициент разрыхления г.м. кр=1,6
ки – коэффициент использования ки=0,7
tц – средняя продолжительность цикла при работе в скальных породах, tц=32,5с
Qгод  (Qсм  N ) / 8ч  (2792  5360) / 8  1870228 м 3 / год
(3.3)
Годовой фонд рабочего времени ЭКГ-8И ─ N=5360 ч/год.
Продолжительность смены 8 ч.
Производительность экскаватора с учетом коэффициента готовности
экскаваторного парка kгот=0,8.
QЭКГ  Qгод  k гот  1870228  0,8  1496182 м 3 / год
(3.4)
Рабочий парк ЭКГ-8И
Для всего карьера по вскрышным породам
N раб 
А
QЭКГ
10666667 м 3 / год

 7,13ед
1496182 м 3 / год
(3.5)
Для обеспечения плановой производительностью ПДКК
N раб 
Ап
5333333 м 3 / год

 3,6ед
QЭКГ 1496182 м 3 / год
Инвентарный парк
31
Для обеспечения погрузки вскрышных пород требуется 8 ед. ЭКГ-8И, из них 4
ед. для ПДКК.
Ниже приведены расчёты без учёта общей производительности карьера по
вскрышным породам. На сегодняшний день производительность ПДКК составляет до
50% от общей.
Режим работы комплекса
Режим работы комплекса принят круглогодовой с непрерывной рабочей
неделей: 365 дней в году или 52 недели в год, три смены в сутки продолжительностью
по 8 часов, в том числе:
- 48 недель в год, в течение каждой недели количество смен работы комплекса
равно 20 (21-я смена нерабочая, в карьере раз в неделю осуществляются взрывные
работы);
- 4 недели в год (по одной неделе в квартал) комплекс работает по 4 дня в
неделю, 3 смены в сутки продолжительностью по 8 часов (остальные 3 дня в неделю
используются для производства текущего ремонта – 8 смен, и одна смена для
выполнения взрывных работ).
Календарный фонд времени работы комплекса составит:
Т к  (48  20  8)  (4  4  3  8)  8064 час / год ;
Годовой фонд рабочего времени с учетом коэффициента готовности элементов
комплекса 1-ой, 2-ой и 3-ей очереди и коэффициента использования рабочей смены 0,9
равен:
Т раб  8064  0,774  0,9  5617 час / год ;
При этом расчетная производительность комплекса с учетом коэффициента,
учитывающего неравномерность работы внутрикарьерного транспорта равного 1,05 и
производительностью карьера по вскрыше 16 млн.тонн/год, составит:
Qчас 
16000000  1,05
 2990 т / час
5617
Максимальная транспортирующая способность комплекса в целом принята из
производительности 3-х ДПУ 3600 т/час.
32
Физические характеристики вскрышных пород.
Табл.3.2
№
Наименование параметра
Ед. изм.
Показатель
-
8 -20
мг
30-40
1
Коэффициент крепости по шкале Протодьяконова
2
Абразивность
3
Плотность вскрыши в массиве
т/м3
3,0
4
Насыпная плотность
т/м
до 2
5
Насыпной угол
град.
39
6
Угол внутреннего трения в состоянии покоя
град.
40-45
7
Влажность
%
менее 10
8
Липкость
-
умеренная
3
Требования к исходному материалу
Табл.3.3
№
Наименование параметра
Ед. изм.
Показатель
1
Наибольший размер куска исходного материала
мм
1300
2
Наибольший размер куска дробленого материала
мм
350
3.2. Цикличное звено участка ЦПТ скальной вскрыши дробильной
фабрики. Расчет автомобильного транспорта.
Для вывозки из карьера рудника «Железный» и
карьера
вскрышных пород во внешние отвалы, руды и хвостов ММС на
фабрику применяются большегрузные
автосамосвалы
хвостов ММС
обогатительную
типа БелАЗ-75191, БелАЗ-
75131 и их модификаций, НД-1200, HД-1200-1, САТ-785В, САТ-785С.
Тип автосамосвала применяемого для расчета БелАЗ-75131, т.к. для южного
участка уже внедрен отдельный парк данных автосамосвалов, смена типа приведет к
значительным капиталовложениям, как на приобретение оборудования, так и
расширения ремонтной базы, что увеличит текущие затраты. Ковдорский ГОК в
последние годы делает упор на закупку БелАЗ-75131 и на САТ-785С и САТ-777, с
целью с одной стороны сокращения закупки запасных частей для разных марок
автосамосвалов, с другой стороны ─ закупка автомобилей двух марок позволит не
попасть в зависимость к одной фирме.
Расстояния транспортировки вскрыши автосамосвалами приведены в таблице и
показывают существенное влияние фактора эксплуатации ЦПТ скалы на показатели
карьерного транспорта (табл.3.4).
33
Табл.3.4
1986 г.
1990 г.
1995 г.
1999 г.
2000 г.
2005 г.
2006 г.
2007 г.
2008 г.
Объёмы дробления
вскрыши, млн.тн.
-
-
-
0,9
6,1
15,2
14,2
15,4
13,5
Расстояние
транспортировки
вскрыши
автосамосвалами, км
3,58
4,01
4,21
4,70
4,21
4,55
4,67
Отметка дна карьера, м
+40
-5
-35
-70
-80
-116
- 125
4,795
- 133
4,95
-140
3.3.1. Эксплуатационные расчёты
Техническая характеристика автосамосвала
БЕЛАЗ – 75131.
Табл.3.5
Колесная формула
Грузоподъемность
Собственная масса
Максимальная скорость движения
Геометрическая вместимость кузова
Полная мощность
Тип трансмиссии
Габариты:
Длина
Ширина
Высота
4х2
130 т
105 т
42 км/ч
51 м3
1390,3 КВт
Электромеханическая
11,50 м
7,45 м
5,72 м
Результаты эксплуатационного расчёта занесены в табл.3.6.
Тяговый расчет, пропускная способность транспортной системы, а также
характеристика карьерных дорог приведена в главе 6. «Технология работы транспорта
участка ЦПТ скальной вскрыши дробильной фабрики».
Время рейса автосамосвала
TР  t п  t гр  t раз  t пор  t м
(3.6)
, где tп — время погрузки а/с, определяется при прочих равных условиях
величиной объёмной массы транспортируемого груза в разрыхленном состоянии
 а   / К ра , ρ = 3,0 т/м3 — плотность пород в целике, Краз — 1,4 коэффициент
разрыхления пород в кузове а/с:
 а  3,0 / 1,4  2,1 т/м3
Сравним величину ρа с показателем mа=gа / Vа , где gа = 136 тонн —
грузоподъёмность БелАЗ-75131, Vа = 74 м3 паспортный объём кузова.
34
Mа = 136/74=1,8 т/м3 => ρа > mа значит, время погрузки определяется
грузоподъёмностью кузова, т.е. ограничение по грузоподъёмности скажется быстрее,
чем ограничение по вместимости кузова а/с при погрузке.
Поэтому t п  6 * 26,4  158 с., где время цикла ЭКГ-8И = 26,4 с., а число
загруженных ковшей в кузов а/с = 6.
Так как погрузка вскрышной горной массы в карьере осуществляется с разных
горизонтов в разных объёмах (например, по плану горных работ на апрель 2009 года
погрузка скальной вскрыши производилась из забоев с гор.-125,-5,10,25,40,50,154),
причём с понижением отметки объёмы уменьшаются. Учитывая данный фактор
произведём расчёт из усреднённых исходных данных по длине транспортирования и
глубины подъёма горной массы.
При
использовании ЦПТ расстояние транспортирования горной
массы
автосамосвалами от забоя до бункеров ЦПТ (либо аккумулирующего склада скальной
вскрыши) гор.+214, затем подъём дроблённой горной массы на гор.+355 конвейерным
комплексом, разгрузка в штабеля, перегрузка погрузчиком на автосамосвалы, с
дальнейшим складированием горной массы в отвале №3 до отм.+461.
После реконструкции подъём горной массы на отм.+461 конвейерным
транспортом, разгрузка в штабеля, перегрузка погрузчиком на автосамосвалы, с
дальнейшим размещением горной массы в отвале №3 с отм.+461.
Без
ЦПТ
транспортирование
горной
массы
осуществляется
только
автомобильным транспортом.
Время движения гружённого автосамосвала от забоя до пункта разгрузки
tгр =Lтр*Краз/Vгр
(3.7)
, где Lтр ─ расстояние транспортирования, м;
Vгр = 5,6 м/с — расчётная среднетехническая скорость гружёного БелАЗ-75131;
Краз =1,1 — коэффициент, учитывающий разгон и торможение а/с;
Время движения а/с порожним:
t пор  К раз Lтр / Vпор
(3.8)
где Vпор=7м/с — расчётная среднетехническая скорость порожнего а/с.
Принимаем тупиковую схему подъезда а/с к экскаватору и ту же схему при
разгрузке — в среднем tм=90 с.
Tраз = 120 с ─ время разгрузки самосвала.
35
Определение расхода топлива
Расход
топлива
карьерными
автосамосвалами
является
важнейшим
экономическим показателем эксплуатации карьерного автотранспорта.
Кроме
того,
он
определяет
загрязнённость
карьерного
пространства
продуктами сгорания топлива. Расчётные данные по ГСМ занесены в табл.3.4.
Расход топлива за рейс:
qт 
где
g qa  q   L  w0  H   gq  L  w0  H  ;
(3.9)
qтс
q а =136 т – грузоподъемность автосамосвала;
Lтр ─ расстояние транспортирования, м;
Н ─ глубина подъема горной массы, м;
q= 90 т – собственный вес автосамосвала;
wo = 40 H/кН – основное удельное сопротивлению движению;
qт.с . = 41868 10 3 Дж/кг – удельная теплота сгорания дизельного топлива;
Фактический расход топлива:
qф= qm . Kз .Кн .Км,
(3.10)
где Кз= 1,1 – коэффициент, учитывающий повышение расхода топлива
в зимнее время;
Км=1,1 – коэффициент, учитывающий повышенный расход топлива
в тяжелых карьерных условиях;
Кн=1,06 – коэффициент учитывающий дополнительные расходы на гаражные
нужды.
Расход топлива на 100 км пробега:
qт 100 =
qф
2  Lтр
 100 , кг/100км
(3.11)
Расход топлива в литрах:
qm’100 =
q m100
;
q
(3.12)
36
где  q = 0,85 кг/л – объемная масса дизельного топлива
Определение расхода масла на 100 км (5 % от расхода топлива)
q масл  0,05qт100 , л/100км
(3.13)
Определение расхода смазочных материалов на 100 км (1 % от расхода топлива)
qсм  0,01qт100 , л/100км
(3.14)
Сменный грузопоток
'
Qсм

где
Aг . м.
16000000
 Kи 
0,85  19346 , т/см
nсм
703
Аг.м. =16000000
(3.15)
т/год – годовая производительность участка ЦПТ
скальной вскрыши рудника «Железный» (плановая);
nСМ =703 — количество рабочих смен в год участка ЦПТ (из расчёта 5617
час/год);
Ки  0,85 – коэффициент использования смены;
Сменная техническая производительность автосамосвала БелАЗ-75131
Qа 
где
3600  Т см  К и  g a  K q
TР
т/смену
(3.16)
Т см  8 ч – продолжительность смены;
ga =136 т – грузоподъемность автосамосвала;
К q =0,95 – коэффициент использования грузоподъемности автосамосвала.
Tр ─ время рейса, с.
Годовая эксплуатационная производительность одного а/с
Qгодэ  Qа nсм К ТГ , т/год
(3.17)
nсм =703 — число рабочих смен в году;
КТГ =0,8 — коэффициент технической готовности автопарка.
Число а/с, необходимых для обеспечения мощности сменного грузопотока
 / Qа
N а  f н Qсм
(3.18)
, где fн = 1,1 — коэффициент неравномерности работы карьера.
37
Инвентарный парк автосамосвалов
Инвентарный парк автосамосвалов определяют с учетом технического состояния
парка, коэффициента готовности K г =0,81, коэффициента использования парка K и .п =
0,9 и режима работы автосамосвала K р.с. =1 — при круглосуточной работе а/с.
N а.инв 
N а  K рс
К г  К ип
ед.
(3.19)
Табл.3.6
С ЦПТ
Без ЦПТ
Расстояние транспортирования, (Lтр), км
1,8
4,6
Глубина подъёма горной массы (H), м
165
460
Время рейса а/с (Tр), с
1009
1773
5,4 / 6,6
13,6 / 16
6,9
17,5
192 / 226
192 / 226
11,3
11,3
2,26
2,26
3134
1297
1760054
729433
(≈6,7) 7
(≈16,4) 17
Расход топлива за рейс (qт), кг/рейс / л/рейс
Фактический расход топлива (qф), кг/рейс
Расход топлива на 100 км пробега (qm100),
кг/100км / л/100км
Расхода масла на 100 км (qмасл), л/100км
Расход смазочных материалов на 100 км (qсм),
л/100 км
Сменная
техническая
производительность
самосвала (Qa), т/смена
Годовая эксплуатационная производительность
одного а/с (Qгодэ), т/год
Число а/с, необходимых для обеспечения
мощности сменного грузопотока (Na), ед.
Инвентарный парк автосамосвалов (Na.инв), ед.
─*
(≈18,8) 25
* расчёт инвентарного парка автосамосвалов с учётом ЦПТ произведём после расчёта
количества самосвалов на разгрузочном складе I и II очереди, а также с учётом работы
погрузчика САТ-992G по транспортной схеме на аккумулирующем складе гор.+214.
Данные расчёты приведены без учёта автомобильного транспорта, который
используется на перегрузочном складе, после транспортирования вскрышных пород
конвейерным подъёмником, с отм.+343 (I очередь ЦПТ), либо с отм.+455 (после ввода
в эксплуатацию II очереди).
На начало 2008 года средний возраст автомобильного парка составлял 4,1 года и
общая его численность 58 автомобилей, при этом доля самосвалов в возрасте от 1 до 5
лет составляет 64 %.
38
Учитывая последующее увеличение глубины карьера и как следствие рост
расстояний транспортировки горной массы,
на ближайшую перспективу наиболее
производительными остаются самосвалы САТ и БелАЗ-75131. Ставка на две марки
самосвалов позволит, с одной стороны, уйти от неоправданной разномарочности парка,
с другой стороны, не попасть под зависимость одной фирмы.
3.3. Поточное звено ЦПТ скальной вскрыши дробильной фабрики.
Породный дробильно-конвейерный комплекс (ПДКК)
Комплекс ЦПТ состоит из трех дробильно–перегрузочных узлов (ДПУ) и ряда
конвейеров, работающих последовательно. ДПУ расположены на отм.+202 и +214 м, на
расстоянии 30 м друг от друга. На отм.+214 м размещён аккумулирующий склад
горной массы и подъездная площадка для автомобильного транспорта перед
приёмными бункерами ДПУ.
Между ДПУ-1 и ДПУ-2, на отм.+214 м. расположено помещение бункеровщика.
Каждый ДПУ включает в себя:

Бункер

ПП тяжелого типа 1-24-180Б

Конвейер просыпи (ленточный)

Дробилку щековую СМД-117Б
Техническая характеристика щековой дробилки СМД-117Б.
Табл.3.7
№
п/п
1
2
3
Наименование основных параметров и
размеров
Размер загрузочной пасти: Ширина
Длина
Ширина разгрузочной щели
Производительность
Ед. изм.
4
Электродвигатель
мм
мм
мм
м.куб/час
тн/час
тип
5
Мощность
Напряжение
Число оборотов
Число качаний щеки в минуту
кВт
В
об/мин
кач./мин.
Значение параметра
1500
2100
180+45
600
до 1200
АОК400-6-600
УХА-1
400
6000
600
120
Техническая характеристика пластинчатого питателя 1-24-150.
Табл.3.8
№
п/п
1.
2.
3.
4.
Наименование основных параметров и
размеров
Длина полотна пластинчатого питателя
Ширина полотна питателя
Скорость движения полотна
Производительность
Ед. изм.
мм
мм
м/сек
т/час
18000
2400
0,02; 0,032; 0,6
400, 600, 800, 1200
39
5.
6.
Крупность руды
Электродвигатель
мм
тип
об/мин
В
кВт
Число оборотов
Напряжение
Мощность
0 – 1300
А0102-12/8/6/4У2
485, 730, 975, 1460
380
24/37, 5/55/75
Конвейерный комплекс включает в себя ряд конвейеров:

Конвейер передаточный П2

Магистральный конвейер М1

Магистральный конвейер М2

Конвейер торцевой Т

Поворотный конвейер ПК
Техническая характеристика конвейеров.
Табл.3.9
П/п
1.
2.
3.
4.
5.
6.
7.
8.
Наименование
основных параметров
Ширина ленты
Максимальная
производительность
Длина конвейера
Скорость движения ленты
Место установки и
количество приводов
Диаметр приводного
барабана
Крупность породы
Электродвигатель:
число оборотов
напряжение
мощность
Ед.
изм.
мм
т/час
П2
М1
М2
Т
ПК
1400
З600
1400
З600
1400
З600
1400
З600
1400
З600
м
м/сек
шт.
мм.
143,6
3,05
Голова
1
125
345,0
3,05
Голова
2
140
501,5
3,05
Голова
2
140
148,5
3,05
Голова
1
140
40,6
3,05
Голова
1
140
мм.
0-350
0-350
0-350
0-350
0-350
об/мин
В
кВт
1000
6000
280
1000
6000
2х900
1000
6000
2х900
1000
6000
710
1000
380
132
Конвейер П2 установлен горизонтально на отм.+202 и предназначен для
транспортировки дробленой вскрышной породы (далее вскрыша) из-под дробилок на
магистральный конвейер М1.
Конвейеры М1 и М2 смонтированы на наклонной насыпи и последовательно
транспортируют дробленую вскрышу с отм.+202 м на горизонт +355м.
Торцевой конвейер Т смонтирован горизонтально на отм.+355м. и подает
материал на поворотный конвейер ПК, который сбрасывает вскрышу на горизонт
отгрузки (+343м.) в заданном секторе.
Конвейера состоят из:

Приводных станций, установленных на понтонах (П2,
М1, М2) или гусеничном ходу (Т) и совмещенных с натяжными устройствами
конвейеров.
40

Рядовых секций средней части, установленных на
металлических опорах.

Специальных
очистительных
и
вулканизационных
секций.

Промежуточных загрузочных секций (П2, М1).
Приводная станция конвейера Т является передвижной для удлинения конвейера
по мере отсыпки отвала. Поэтому данная станция дополнительно оборудована
гусеничным ходом и оснащена помещением для электрооборудования, которое
перемещается вместе со станцией.
Поворотный конвейер ПК служит для погрузки насыпью отбитой породы на
погрузочный отвал
с последующей вывозкой автосамосвалами. Погрузка на
автосамосвалы производится фронтальным погрузчиком. ПК состоит из стального
несущего каркаса в форме сплошностенной конструкции, опоры поворотного пункта в
форме стальной конструкции с поворотным соединением на шаровых опорах, а также
фундамента, качающейся опоры, растяжки с мачтой, загрузочного желоба и рабочих
мостков и лестниц. Конвейер вращается вокруг поворотного пункта, оснащённого
поворотным соединением на шаровых опорах и укреплённого на стальной конструкции
и фундаменте под центром передающего желоба ленточного конвейера T. На
расстоянии 18 м от поворотного пункта расположен полукруглый рельсовый путь
конвейера для общего угла поворота 180 в форме рельса R65, включая соответствующее
удлинение рельсового пути для ходового механизма и пути выбега.
Рельсовый ходовой механизм конвейера состоит из двух приводимых в
движение ходовых колёс, каждый с приводом движения с редуктором с конической
цилиндрической передачей, эластичной кулачковой муфты с тормозным диском,
двухколодочным тормозным механизмом с электрогидравлическим оттормаживающим
устройством и электродвигателем. Для предотвращения скатывания при ветре в
нерабочем режиме поворотный конвейер оснащён двумя ручными противоугонными
рельсовыми захватами, каждый с удерживающей силой 63 кН. Рельсоочистители
содержат рельс и зону под передачей ходового механизма свободными от грубых и
нарушающих режим работы загрязнений.
Привод ленточного конвейера ПК расположен односторонне на заднем барабане
ленты и хорошо доступен с площадки для технического ухода и проведения ремонтных
работ. Он состоит из привода с редуктором с конической цилиндрической передачей,
эластичной кулачковой муфты с тормозным диском, двухколодочным тормозным
41
механизмом
с
электрогидравлическим
оттормаживающим
устройством
и
электродвигателем.
Головной барабан оснащён скользящими подшипниками, перемещением
которых вручную устанавливается предварительное натяжение ленты конвейера и это
положение подшипников фиксируется натяжными винтами.
Под разгрузочным барабаном расположен наружный скребок для чистки ленты
и в нижней ветви перед хвостовым барабаном — внутренний скребок для очистки
ленты.
На всех конвейерах загрузочный желоб покрыт защищающим от износа
материалом. Разгрузочные лотки конвейеров сконструированы таким образом, чтобы
транспортируемый материал сначала ссыпался на «подушку» из этого же материала, а
затем на ленту.
По обе стороны конвейеров расположены рабочие мостки, выложенные
подвергнутыми горячему оцинкованию решётками.
3.4. Реконструкция ПДКК. Развитие конвейерной линии на отвале
№3
Породный дробильно-конвейерный комплекс (ПДКК) эксплуатируется с IV кв.
1999 г. с расчетной производительностью 12 млн. т в год. Порода после дробления
транспортируется с горизонта 202 м в карьере на горизонт 355 м на отвале № 3,
конвейерами П2 длиной около 143,5 м, М1 длиной 345 м, М2 длиной 490 м, Т длиной
145 м и ПК длиной 33 м.
Конвейер ПК укладывает породы в складской штабель, из которого
экскаваторами она перегружается в автосамосвалы. Автосамосвалы транспортируют
породу для укладки ее в отвал.
Следующим этапом развития ЦПТ скалы на комбинате намечается наращивание
трассы магистрального конвейера М2 на отвале №3 на длину 583 м с выходом на
планируемые объёмы до 16 млн. т. в год. За счет наращивания конвейера М2 высота
конвейерного отвала увеличится на 106 м, что крайне важно для комбината при очень
стесненных условиях.
В связи с заполнением емкости отвала № 3 на нижних горизонтах для
сокращения длины транспортирования и высоты подъема породы самосвалами
предусматривается перенос складской штабель с гор. +343 м на горизонт +455 м.
42
Схема ЦПТ скальной вскрыши рудника «Железный»
I очередь
ПК
L=40,6м
II очередь
+461
М3
L=580м
Т
L=148,5
м
∟120
+355
ПК
L=40,6м
М2
L=501,5м
∟120
+272
П2
L=143,6 м
ДПУ1
+214
ДПУ2
M1
L=345м
ДПУ3
∟160
+202
рис.6
43
Для этого предусматривается: на горизонте 460,5 м строить фундамент для
конвейера ПК, фундамент для анкеровки приводной станции конвейера Т и отсыпать
площадку для монтажа конвейера ПК на гор. +460,5 м размером 70х60 м. На гор.
460,5 м автотранспортом доставляется демонтированный на гор. 355 м, конвейер ПК и
складируется на монтажной площадке.
Разбирается на гор. 355 м рельсовый путь и секциями доставляется
автотранспортом на горизонт 460,5 м и укладывается на щебенку по радиусу 18 м от
оси фундамента конвейера ПК построенного ранее.
После окончания монтажа рельсового пути производится монтаж конвейера ПК.
Одновременно с переносом конвейера ПК организуется перемещение приводной
станции конвейера Т с горизонта 355 м на горизонт 461,5 м своим ходом по автодороге
с уклоном 80 тысячных (но не более 10 %) при этом не допускается поперечный уклон.
Перегон
должен
производиться
при
отсутствии
ветра.
Буксировочная
балка
транспортируется автотранспортом.
Демонтируются линейные секции и оборотная станция конвейера Т и
складируются на горизонте 355 м за пределами габарита насыпи.
После освобождения площадки от оборудования конвейеров ПК и Т
производится отсыпка насыпи под трассу удлиняемого конвейера Т (М3) в хвостовой
зоне на длину приблизительно 250 м.
По окончании отсыпки насыпи и ее планировки на всю длину равной 580 м
нового положения конвейера М3 (Т) приступают к монтажу оборудования конвейера.
Трубоукладчиком берут с места временного складирования секций конвейера Т и
устанавливают их по трассе на насыпи на длину 95 м. На остальном протяжении
следует монтировать секции конвейера О, приобретенные ранее и хранящиеся на
складе.
По окончании работ по размещению по трассе и нивелировки нового положения
конвейера М3 (Т) производится анкеровка приводной станции на гор. 461,5 м,
анкеровка оборотной станции у конвейера М2 и производится навеска ленты типа
РТЛ 4000х1400-Л ТУ 38605166-91.
По окончании монтажных работ конвейера ПК на последнем так же
производится навеска ленты, ранее используемой на конвейере до его демонтажа.
Проектом предусматривается увеличение производительности всего ПДКК с
12 млн. т в год до 16 млн. т в год. В связи с этим необходимо увеличить мощность
44
приводов конвейера М3, с применением электродвигателей мощностью 900х3=2700
кВт. Расчёт мощности электродвигателей выполнен в главе 6.
Дополнительные приводные блоки на конвейере М2 (1 блок) и на конвейере
М3
(2 блока) предусматривается установить ранее не смонтированные, т. к.
комплекс был запущен в эксплуатацию на пониженную мощность 2000 т/час вместо
4000 т/час по первоначальному проекту с поточным отвалообразованием на 20 млн.
т/год.
За период эксплуатации ПДКК узел перегрузки с конвейера Т на конвейер ПК
Ковдорским ГОКом был модернизирован. В результате была увеличена высота и
ширина бортов конвейера ПК для исключения просыпи.
При монтаже оборудования на горизонте 461,5 м эта модернизация учтена:
увеличена высота перепада материала за счет монтажа конвейера ПК на отметке
460,5 м (вместо 461,5 м), а монтаж приводной станции конвейера Т на отметке 461,5 м
и увеличен объем фундамента анкеровки конвейера Т.
После окончания всех монтажных и наладочных работ на горизонтах 461,5 и
460,5 м производится срабатывание монтажной площадки до горизонта 450 м по
высоте и в плане по радиусу до 23 м от оси поворота конвейера ПК.
Расчёт погрузчика
На ПДКК в рабочем режиме используются два погрузчика САТ-992G и САТ994.
На аккумулирующий склад скальной вскрыши заполнение с автотранспорта
происходит с гор.+214 и гор.+226. Функция склада — равномерная подача питания в
ДПУ.
Погрузку горной массы со склада гор.+214 производит погрузчик САТ-992G.
Забой на складе является либо торцевым, либо фронтальным.
При использовании I очереди ЦПТ на перегрузочном склада отм.+344
штабилируется с конвейера ПК транспортированная горная масса, которая затем
перегружается в автосамосвалы БелАЗ-75131 с дальнейшей доставкой к пунктам
разгрузки на отвале №3. В период по 2009 год по существующей схеме пустая порода в
объеме 16 млн.тонн доставляется конвейерным транспортом на перегрузочный склад
отвала № 3 (отм.+343м), где она перегружается в автосамосвалы, которые доставляют
породу к отвальным фронтам. На этот же ярус пустая порода доставляется
непосредственно автосамосвалами из забоев.
45
С пуском в эксплуатацию II очереди конвейерного подъемника (ориентировочно
конец 2009г.) пустая порода в объеме до 16 млн.т в год доставляется на второй ярус
отвала, где она перегружается с перегрузочного склада (отм.+455) погрузчиком САТ994 с ёмкостью ковша 18 м3
в автомобильный транспорт и далее вывозится к
отвальным фронтам.
Технические характеристики САТ-992G.
Табл.3.10
Мощность на маховике
800 л.с. / 597 кВТ
Ёмкость ковша (горный ковш для тяжёлых условий работы)
12,3 м3
Цикл:
подъёма гружённого ковша
9,12 с
разгрузки
3,26 с
общая длительность цикла
15,85 с
Габариты:
высота до верхней точки (без поднятого ковша)
5,23 м
высота до верхней точки (с поднятым ковшом)
5,59 м
длина
16,22 м
Длина с максимальным вылетом стрелы при разгрузке
18,60 м
Эксплуатационная масса*
98311 кг
* с полностью заправленным топливным баком, системой охлаждения и смазки и с учётом массы
оператора.
Применение САТ-992G на аккумулирующем складе гор.+214.
В выемочно-транспортном варианте эксплуатационная производительность в
смену (м3/смен) определяется по зависимости:
Qэптр 
3600Т см К и Е П К Н


L
L 
t ч  3,6 ГТ  ТП   t р  К Р


 Vгр Vпор 
(3.20)
, где Тсм= 8 ч — продолжительность смены;
Ки=0,9 — коэффициент использования погрузчика в погрузочно-транспортном
варианте;
ЕП=12,3 м3 — геометрическая вместимость ковша;
КН=1,2 — коэффициент наполнения ковша для плотности породы около 2000
кг/м3 (порода в разрыхленном состоянии);
tч=9,12 с — время черпания;
LГ и LГ — расстояния движения гружённого погрузчика от забоя к месту
разгрузки и движения порожнего погрузчика к месту загрузки соответственно, — в
нашем случае расстояние варьируется от 100 до 350 м, принимаем LГ =LГ = 200 м;
VгрТ=15 км/ч, VпорТ=20 км/ч — скорость движения гружённого и порожнего
погрузчика соответственно;
46
tр = 3,26 с — время разгрузки ковша;
Кр = 1,32 — коэффициент разрыхления горной породы в ковше.
Qэптр 
3600 * 8 * 0,9 *12,3 *1,2
 3011 м3/смена


 200 200 
9,12  3,6 15  20   3,26 *1,32




Или производительность погрузчика в смену Qэптр=6022 т/смен.
Т.е. погрузчик может перекрыть недовоз горной массы с карьера на 38% при
сменном плане на участок ЦПТ 16000 тонн (см.табл.3.4).
При полной загрузке бункеров горной массой автомобильным транспортом с
карьера погрузчик может использоваться на других работах в карьере, как
вспомогательных, так и в забоях на руде или вскрыше.
Применение САТ-994 на перегрузочном складе ПДКК I и II очереди.
Технические характеристики САТ-994.
Табл.3.9
Мощность на маховике
Ёмкость ковша (горный ковш для тяжёлых условий работы)
Цикл:
подъёма гружённого ковша
разгрузки
общая длительность цикла
Габариты:
высота до верхней точки
длина
Высота разгрузки при полном объёме и угле разгрузки 45 0
Поворот при максимальном подъёме ковша
Время цикла при погрузке в самосвалы
1250 л.с. / 932 кВТ
18 м3
12,5 с
3,4 с
15,9 с
11,36 м
16,86 м
5,92 м
640
42 с
Сменная эксплуатационная производительность погрузчиков, используемых на
выемочно-погрузочных работах, определяют как
Qэп 
3600Т см К и Е П К Н qa
tц qa K p  E П K Н t м
(3.21)
, где ЕП=18 м3 — геометрическая вместимость ковша;
qa = 136 т ─ грузоподъёмность самосвала.
ρ = 2,0 ─ плотность загружаемой породы (дроблённый материал в разрыхлённом
виде);
tц ─ время рабочего цикла погрузчика, с.
tц  tч  t г  t п  t р  tч 
l
l
  t p  9,12  17  14  3,26  43,5с
vгр vп
47
, где t г 
l
20 м
l
20 м
 14с

 17с и t п  
vп 1,4 м / с
vгр 1,2 м / с
Расстояние от штабеля породы до автосамосвала принимаем l=20 м, vгр и vп ─
скорость погрузчика гружённого и порожнего соответственно.
tм = 20 c ─ время манёвра.
Qэп 
3600 * 8 * 0,9 *18 *1,2 *136
 9199 м3/смена=18400 т/смена
43,5 *136 *1,32  12,3 * 0,95 * 2,0 * 20
Производительность
и
техническая
характеристика
данного
погрузчика
подходит для выполнения погрузочных работ в а/с БелАЗ-75131.
Число а/с БелАЗ-7519, необходимых для погрузчика САТ-994.
N а  Т р / Т П
(3.22)
, где Тр — время рейса а/с от перегрузочного склада на отм.+343 или отм.+455,
с;
ТП=43,5 с — время цикла погрузки а/с.
Число ковшей CAT-944 загружаемых за рейс
n  Va / EkЭ  51/(18 * 0,85)  3,3  4 , причём последний ковш должен быть
недогруженный, чтобы исключить перегруз самосвала.
, где коэффициент экскавации
k Э  k Н / k Р — отношение коэффициента
наполнения ковша на коэффициента разрыхления в ковше;
Va ─ геометрический объём кузова самосвала, м3;
Е ─ ёмкость ковша погрузчика, м3.
Количество а/с необходимых для обеспечения мощности сменного грузопотока
рассчитанное по формулам 3.18 и 3.19 соответствует выше указанной методике.
Во время эксплуатации I очереди ПДКК со перегрузочного склада отм.+343
вскрышная порода складируется на первом ярусе отвала №3, а с 2004 г. отсыпается для
строительства II очереди ПДКК до отм.+461. На данный момент происходит
формирование второго яруса отвала №3. С пуском в эксплуатацию II очереди
конвейерного подъемника пустая порода в объеме до 16 млн.т доставляется на второй
ярус отвала, где она перегружается с перегрузочного склада (отм.+455) погрузчиком
САТ-994 в автомобильный транспорт и далее вывозится к отвальным фронтам (от
отм.+355).
48
Эксплуатационный расчёт автомобильного транспорта с перегрузочного склада I
и II очереди произведён по формулам (3.6-3.19). Результаты расчёта сведены в
табл.3.10
Табл.3.10
I очередь
II очередь
Расстояние транспортирования, (Lтр), км
1,4
0,6
Глубина подъёма горной массы (H), м
112
0
Время рейса а/с (Tр), с
873
595
4,15 / 4,9
1,78 / 2,1
5,32
2,28
192 / 226
192 / 226
11,3
11,3
2,26
2,26
3623
6253
одного а/с (Qгодэ), т/год
2034677
3516687
Число а/с, необходимых для обеспечения
мощности сменного грузопотока (Na), ед.
(≈5,3) 6
(≈3,4) 4
Расход топлива за рейс (qт), кг/рейс / л/рейс
Фактический расход топлива (qф), кг/рейс
Расход топлива на 100 км пробега (qm100),
кг/100км / л/100км
Расхода масла на 100 км (qмасл), л/100км
Расход смазочных материалов на 100 км (qсм),
л/100 км
Сменная
техническая
производительность
самосвала (Qa), т/смена
Годовая эксплуатационная производительность
Итак, рассмотрим количество используемой техники транспортной системы с
применением на карьере ЦПТ скальной вскрыши I, II очереди с забоя до отвала, и без
применения ЦПТ с производительностью карьера по вскрышным породам в объёме 16
млн.тонн в год, что составляет на данный момент приблизительно 50% всей
производительности по вскрышных пород карьера.
Талб.3.11
С ЦПТ
Количество погрузчиков
Количество
а/с,
необходимых
для
обеспечения
мощности
сменного
грузопотока (Na), ед.
Инвентарный парк автосамосвалов (Na.инв),
ед.
Без ЦПТ
I очередь
САТ-992G,
САТ-994
II очередь
САТ-992G,
САТ-994
7+6
7+4
(≈16,4) 17
(≈17,8) 18
(≈15,08) 15
(≈18,8) 25
─
49
Расчёты показали, что при использовании ЦПТ I очереди (c 1999 года)
количество используемых самосвалов при транспортировании вскрышных пород
сокращается на 5 единиц, а с вводом II очереди (пуск ориентировочно с конца 2009
года) ─ на 8 единиц соответственно. Использование погрузчика САТ-992G на складе
гор.+214 для погрузки горной массы в бункера ДПУ позволяет осуществлять
равномерную подачу питания на конвейерный комплекс, что увеличивает коэффициент
использования ПДКК и уменьшает неплановые технологические простои.
С вводом в эксплуатацию II очереди также позволит создать новый ярус отвала
высотой до 140 м, при угле откоса яруса 350, существенно сократить плечо перевозки
дроблённой породы автотранспортом, не занимать дополнительные земельные
площади под развитие отвала. Без внедрения II очереди ПДКК складирование горной
массы осуществлялось бы после перегрузочного узла гор.+343 в объёме 16 млн.тонн в
год с использованием ЦПТ, а также сверх этого объёма, на I ярус отвала №3. На
сегодняшний день площадь земельного отвода под отвал, которая оплачивает КГОК
государству в виде налогов, составляет 700 га. С вводом II очереди ПДКК появляется
возможность пересмотра границ земельного отвода с сокращением его на 150 га.
В то же время снижение коэффициента вскрыши на глубоких горизонтах
карьера ставит под сомнение технико-экономическую целесообразность переноса
действующего
стационарного
дробильно-перегрузочного
узла
и
удлинения
конвейерной линии вглубь карьера. Не исключено, что во многом принятие решения
будет зависеть от практики применения крутонаклонных конвейеров как на
Ковдорском ГОКе, так и на других отечественных и зарубежных карьерах.
3.5. Отвальное хозяйство
Объем пустых пород, подлежащих складированию до конца отработки карьера
составит 161,6 млн.м3 или с учетом коэффициента остаточного разрыхления 1,2 - 193,9
млн.м3. Кроме того, складированию подлежат 39,4млн.м3 маложелезистых руд или с
учетом коэффициента остаточного разрыхления 1,2 - 47,2 млн.м3.
Вся пустая порода отсыпается в отвал № 3 с выделением на нем участков
складов № 3А и № 3В для складирования маложелезистых руд. Отметим, что т.к. на
участке № 3В частично было произведена отсыпка пустых пород, необходимо перед
его заполнением маложелезистыми рудами провести планировку занятой площади и
выполнить маркшейдерскую съемку с определением границ пустых пород.
50
Доставку пустых пород на отвал проектом предусматривается осуществлять
двумя видами транспорта - автомобильным и конвейерным, маложелезистых руд автомобильным.
В период по 2009 год по существующей схеме пустая порода в объеме 16 млн.т
доставляется конвейерным транспортом на перегрузочный склад отвала № 3
(отм.+343м), где она перегружается погрузчиком САТ-994 в автосамосвалы, которые
доставляют породу к отвальным фронтам. На этот же ярус пустая порода доставляется
непосредственно автосамосвалами из забоев. Маложелезистая руда доставляется на
участки № 3А и № 3Б автомобильным транспортом с отметками ярусов 350 м.
С пуском в эксплуатацию II очереди конвейерного подъемника пустая порода в
объеме до 16 млн.т доставляется на второй ярус отвала, где она перегружается с
перегрузочного склада (отм.+455) погрузчиком САТ-994 в автомобильный транспорт и
далее вывозится к отвальным фронтам. Высота штабеля склада не должна превышать
13 м. Объемы породы, извлекаемые из карьера сверх 16 млн.т, доставляются
автосамосвалами на I ярус отвала. Начиная с 2021 года эксплуатироваться будет только
второй ярус отвала. Маложелезистые руды будут доставляться на участки № 3Б отвала
автомобильным транспортом с отметкой яруса 380 м.
Разгрузка автотранспорта на отвальных фронтах должна производиться вне
призмы обрушения, но на расстоянии не менее 5 м от бровки отвала. По всему
отвальному фронту должен быть отсыпан вал высотой 1,5 м. Сталкивание породы под
откос и планировка поверхности отвала осуществляется гусеничными бульдозерами. В
связи с возросшим объемом работ на отвале предусматривается техническое
перевооружение бульдозерного парка с переходом на машины фирмы Катерпиллар DR9. Максимальный рабочий парк бульдозеров на отвалах составит 4 шт.
Для безопасной работы на отвале, обеспечивающие его устойчивость в проекте
заложены следующие параметры:
- максимальная высота яруса - 140 м;
- угол откоса яруса
- 35о;
- ширина бермы
- не менее высоты вышележащего яруса.
51
Рис. Схема развития отвала №3 с дополнительным ярусом отсыпки вскрышных
пород.
В заключение следует подчеркнуть, что ЦПТ стала неотъемлемым звеном общей
технологической цепи функционирования и развития глубокого карьера КГОКа.
Подтверждаемые опытом работы комбината надёжность, долговечность и высокая
производительность поточных комплексов, в том числе работающих в открытом
исполнении в суровых климатических условиях Заполярья, свидетельствуют, что их
функционирование и развитие в системе сверхглубокого карьера не утратят своей
актуальности.
52
4. Технология работы транспорта участка ЦПТ скальной вскрыши
дробильной фабрики.
Комплекс ЦПТ скальной вскрыши входит в состав дробильной фабрики ОАО
«Ковдорский ГОК». Строительство ЦПТ на борту карьера было связано с переходом на
отработку глубоких горизонтов, что вызвало определенные трудности в работе
автотранспорта в карьере при большой высоте подъема (более 200 м.). При
использовании транспорта непрерывного действия этот подъем преодолевается без
потери производительности.
При строительстве и эксплуатации ЦПТ предусмотрено использование
комбинированного автомобильно-конвейерного транспорта. Автомобильный транспорт
применяется в качестве забойного внутрикарьерного транспорта – I цикличное звено, а
конвейерный транспорт является II поточным звеном технологической линии,
осуществляющим функции доставки вскрышных пород из карьера во внешний отвал.
Функциональное соединение между двумя видами транспорта осуществляет
дробильно–перегрузочный узел (ДПУ), который обеспечивает подготовку скальной
вскрыши к транспортировке ленточными конвейерами путем ее дробления.
Физические характеристики вскрышных пород
№
1
1
2
3
4
5
6
7
Наименование параметра
2
Коэффициент крепости по шкале Протодьяконова
Абразивность
Насыпная масса
Насыпной угол
Угол внутреннего трения в состоянии покоя
Влажность
Липкость
табл.4.1
Ед. изм.
3
мг
т/м3
град.
град.
%
-
Требования к исходному материалу
№
Наименование параметра
показатель
4
10 -14
30-40
до 2
39
40-45
менее 10
умеренная
табл.4.2
Ед.
изм.
показатель
1
Наибольший размер куска исходного материала
мм
1300
2
Наибольший размер куска дробленого материала
мм
350
Крупность транспортируемой породы по конвейерному комплексу 350 мм.
Кусковатость (гранулометрический состав насыпного груза) — по крупности
относится к среднекусковой группе (100-500 мм).
Плотность вскрыши в массиве — 3,0 т/м3, насыпная плотность — 2,0 т/м3,
следовательно груз относится к тяжелому.
53
4.1. Поточное звено ЦПТ скальной вскрыши
Каждый ДПУ (дробильно-перегрузочный узел) включает в себя:

Приёмный бункер

ПП (пластинчатый питатель) тяжелого типа 1-24-180Б

Конвейер просыпи (ленточный)

Дробилку щековую СМД-117Б
Конвейерный комплекс включает в себя ряд последовательно расположенных
конвейеров:

Конвейер передаточный П2. Длина конвейера 143,6 м; горизонтальный;
мощность электродвигателя привода 240 кВт.

Магистральный конвейер М1. Длина конвейера 345,6 м; угол наклона
  16 0 ; мощность электродвигателя привода 900х2 кВт.

Магистральный конвейер М2. Длина конвейера 501,5 м; угол наклона
  12 0 ; мощность электродвигателя привода 900х2 кВт.

Магистральный конвейер М3. Длина конвейера 580 м; угол наклона
  12 0 ; мощность электродвигателя привода 900х3 кВт.

Поворотный конвейер ПК. Максимальная длина конвейера до 40,6 м;
высота подъёма материала 4,15; мощность электродвигателя привода 132
кВт.
Ширина ленты всех конвейеров B  1400 мм, скорость v  3,15 м/с, лента
резинотросовая, кроме ПК (резинотканевая).
Конвейер П2 установлен горизонтально на отм.+202 и предназначен для
транспортировки дробленой вскрышной породы (далее вскрыша) из-под дробилок на
магистральный конвейер М1.
Конвейеры
М1,
М2
и
М3
смонтированы
на
наклонной
насыпи
и
последовательно транспортируют дробленую вскрышу с отм.+202 м на горизонт с
отм.+461м.
С магистрального конвейера М3 подает материал на поворотный конвейер ПК,
который сбрасывает вскрышу на горизонт отгрузки (+450м.) в заданном секторе.
Конвейера состоят из:

Приводных станций, установленных на понтонах (П2,
М1, М2) или гусеничном ходу (М3) и совмещенных с натяжными устройствами
конвейеров.
54

Рядовых секций средней части, установленных на
металлических опорах.

Специальных очистительных и вулканизационных
секций.
2. Расчёт ленточного конвейера
1. Производительность конвейерного комплекса
Цель расчёта — проверка соответствия основных параметров выбранного
типового конвейера заданным условиям эксплуатации. Расчётный грузопоток,
поступающий на конвейер, является важнейшим исходным данным при выборе
типового ленточного конвейера. На участке ЦПТ скальной вскрыши конвейер работает
в комплексе с тремя щёковыми дробилками СМД-117Б и пластинчатыми питателями 124-150. В соответствии с нормами технологического проектирования для конвейеров,
установленных непосредственно после технологических аппаратов (в нашем случае —
щёковая дробилка СМД-117Б и пластинчатый питатель), расчётный грузопоток
принимается равным паспортной производительности питателя, которая равна 1200 т/ч.
Паспортная производительность дробилки СМД-117Б (насыпная плотность
скальной вскрыши ρск ≤ 2,0 т/м3):
Qдр=600м3/час=1200тонн/час;
Производительность пластинчатого питателя:
Qпит≤600м3/час=1200тонн/час;
Максимальная производительность при работе трёх дробилок с питателями,
следовательно паспортная производительность конвейера — 3600 т/ч.
Плановая производительность (максимальная) — 2400 т/ч — т.е. в работе две
дробилки, третья дробилка в резерве.
2. Определение ширины и скорости ленты
Конвейер погрузочный П2.
Ленточный конвейер П2 является стационарным горизонтальным погрузочным
конвейером с тремя загрузочными пунктами, где осуществляется перегрузка
транспортируемой
массы
с
дробильных
установок
с
максимальной
производительностью 3600 т/ч, и находится на отметке гор. +202 м. Разгрузка с
дробильных узлов на ленту осуществляется центрировано подачей с разгрузочного
лотка (течки дробилок, перегрузочные лотки конвейерных станций — промежуточная
разгрузка), ширина которого  2/3 ширины ленты.
55
Проверка производительности конвейера по вместимости ленты производится
по формуле (4.1):
 Q расч

B  1,1
 0,05   Bп
 k пVс



(4.1)
, где B — расчётная ширина ленты, м; Вп=1400 ─ паспортная ширина, мм;
Qрасч=3600 — максимальный расчётный часовой грузопоток, т;
kп = 625 — коэффициент производительности (значения по таблице 4.7 с.94 [1])
при желобчатой форме ленты, угла наклона боковых роликов , угле откоса насыпного
груза на ленте 200.
v = 3,15 — паспортная скорость движения ленты, м/с;
ρ = 2,0 — насыпная плотность материала, т/м3;
с=0,96 — коэффициент производительности конвейера, зависящий от угла
наклона (табл. 4.8. с. 95 [1])


3600
B  1,1  
 0,05   1,026 м  Bп
 625  3,15  2,0  0,96

При известной производительности, скорости ленты, насыпной плотности груза
и угле наклона конвейера, выбранная ширина 1400 мм, в данных условиях
эксплуатации вполне обоснованна. С увеличением ширины ленты повышается её
устойчивость и центрирование, что особенно важно при работе конвейера под
открытым небом в условиях Крайнего Севера. Соответственно, это уменьшает
количество невынужденных простоев комплекса. Конвейер на участке ЦПТ выбран
фирмы MAN Takraf (Германия), который схож по российскому типу конвейеров
140160-280, с резинотросовой лентой.
Проверка паспортной ширины по крупности транспортируемого материала. Для
сортированного материала:
Bп  3,3aср  200  3,3  350  200  1355 мм, где a ср = 350 мм.
3. Определение линейных масс движущихся частей конвейера
Линейная сила тяжести груза рассчитывается по формуле (4.2)
q
gQ расч
3,6V

9,81 3600
 3114,9 Н/м, (4.2)
3,6  3,15
где q = 9,81— ускорение свободного падения, м/с2;
Qрасч — максимальный расчётный часовой грузопоток, т;
V — скорость ленты, м/с.
56
Линейная сила тяжести ленты типа РТЛ-1500 массой m л  28 кг/м2 [3] при
ширине ленты Bп  1,4 м, где g — ускорение свободного падения.
qл  gmл Bп  9,81 28 1,4  384,5 Н/м
(4.3)
Линейные массы вращающихся частей роликоопор грузовой и порожней ветви
соответственно:
q р  mр / l р
(4.4)
и
q р  mр / l р
(4.5)
m р и l р — масса вращающихся частей роликоопор и расстояние между
роликоопорами гружёной ветви;
m р и l р — масса вращающихся частей роликоопор и расстояние между
роликоопорами порожней ветви;
Расстояние между роликоопорами гружёной ветви l р = 1,25 м.
Расстояние между роликоопорами порожней ветви l р = 3,0 м.
Масса роликоопор гружёной ветви m р = 80 кг, а порожней — m р = 55 кг.
Отсюда
q р  9,81  mр / l р 
9,81  80
 627,8 Н/м
1,25
q р  9,81  mр / l р 
9,81  55
 180,0 Н/м
3
4. Определение сопротивлений на гружёной и порожней ветвях конвейеров
Сопротивление движению на гружёной и порожней ветвях конвейера
соответственно

Wгр  L q  q л  q р w cos   q  q л sin 
и

Wп  L q л  q р w cos   q л sin 


(4.6)
(4.7)
где L — длина конвейера, м;
w — коэффициент сопротивления, (по табл.4.11 [1] ) w = 0,06;
β — угол наклона конвейера.
57
табл.4.3
конвейер
П2
М1
М2
М3
длина, (L) м
143,5
345,0
501,5
580
Расчёт конвейера
угол
наклона,
(β) град.
результаты расчётов, кН
Wгр
Wп
0
35,60
4,90
16
420,10
-25,93
12
405,90
-26,0
12
541,30
-17,2
ПК произведён отдельно ниже, так как у данного конвейера
используется резинотканевая лента
5. Тяговое усилие на приводе
F  k б (Wгр  Wп )
(4.8)
kб ─ коэффициент суммарно сосредоточенных сопротивлений конвейера.
Конвейер П2: F  1,45(35,6  4,9)  58,73 кН
Конвейер М1: F  1,45(420,1  25,93)  541,55 кН
Конвейер М2: F  1,45(405,9  26,0)  550,86 кН
Конвейер М3: F  1,45(541,3  17,2)  759,95 кН
6.Расчёт конвейера П2
Натяжение точек
Для определения натяжений в ленте используется метод обхода расчётной
схемы конвейера по контуру.
За начальную точку (точку 1 на рис.4.1) при обходе по контуру принимаем точку
сбегания ленты с приводного барабана (приводных барабанов, если их больше одного).
Определим предварительное натяжение ленты в точке сбегания с приводного барабана
Sсб=S1.
В точке 1 лента сбегает с приводного барабана; в точках 2-3 — огибает
натяжной барабан; в точках 4-5 — отклоняющий барабан; в точках 6-7 — поворотный
(хвостовой) барабан; в точках 8, 9, 10 происходит разгрузка горной массы на
разгрузочных пунктах с дробильных установок (соответственно с Д3, Д2, Д1); в точке
11 происходит набегание ленты на головной барабан, а в точке 12 — сбегание; в точке
13 — набегание на приводной барабан.
58
Расчётная схема конвейера П2.
рис.4.1
d
d
Д1
Д2
Д3
11
7
10
3
9
8
2
1
12
4
5
6
13
Рассчитаем
натяжения
ленты
конвейера
П2
методом
суммирования
сопротивления. Результаты расчётов сводим в нижеприведённую таблицу, в которой в
графе 1 приведены буквенные выражения для натяжения ленты в точках 1-13 контура,
в графе 2 — расчёты и в графе 3 — числовые значения натяжений (кН).
Лента не должна буксовать по приводным барабанам в период пуска
загруженного конвейера (наиболее тяжёлый режим работы)
S1 
kT F
e f  1
S1 
1,2 * 58,73
 21,16 кН, где kT =1,2 — коэффициент запаса сил трения на
4,33  1
(4.9)
приводных барабанах.
Тяговый фактор приводного барабана efα=4,33 при угле обхвата α=2400 и
коэффициенте трения f=0,35. Приводной барабан с шевронной резиновой футеровкой,
окружающая атмосфера влажная (табл.12 с.98 [1] ).
Сила натяжения ленты в точках 1-13 (кН)
1
2
табл.4.4
3
Sсб= S1=S2
S1
21,16
S3=S4=Kв*S2
S3=1,04* 22,01
22,01
S 5  K в  S 4
S5=1,03*22,01
22,65
S6=S5+Wп
S6=22,65+4,9
27,55
S7=Kв*S6
S7=1,04*27,55
28,65
S10= S7+3РД
S10=28,65+3*1,05
29,69
S11=S10+Wгр
S11=29,69+35,6
65,29
S12  K в S11
S12=1,04*65,29
67,91
S12=S13= Sнб
S13=1,16* S1+45,61
67,91
59
, где:
а) Кв=1,04 — коэффициент возрастания натяжения ленты при угле обхвата на
неприводных барабанах равном 1800;
б) К В =1,03 — коэффициент возрастания натяжения ленты при угле обхвата на
неприводных барабанах до 900;
в) Wп= 4,6 кН — сопротивление движению на порожней ветви конвейера;
г) PД 
1 qv 2 3114,9  (3,15) 2

 1,05 кН, где PД=1,05 кН — сила сопротивления на
3 g
3  9,811000
погрузочном пункте одного дробильного узла, при начальной скорости груза,
поступающего на ленту v0 = 0; q — линейная сила тяжести груза при максимальном
расчётном грузопотоке (три дробилки в работе) q = 3114,9 Н/м, v=3,15 м/с — скорость
ленты, g=9,81— ускорение свободного падения, м/с2; [2]
д) S8 = S7+ PД — сила натяжения ленты на разгрузочном пункте ДПУ№3
(дробильно-перегрузочная установка), S9 = S8 + PД и S10 = S9 + PД — сила натяжения
ленты на разгрузочных пунктах ДПУ№2 и ДПУ№1 соответственно, отсюда S10 = S7+
3PД;
е) Wгр = 35,6 кН — сопротивление движению на грузовой ветви конвейера;
Максимальное натяжение S max  67,91кН.
В точке сбегания с хвостового барабана лента имеет наименьшее натяжение на
загруженной грузовой ветви. Стрела провисания ленты между роликоопорами в этой
точке не должна превышать нормативного значения.
S гр min  S 7  5(q  q л )l р
(4.10)
S гр min  5 * (3,12  0,39) 1,25  21,94 кН
Так как S7=28,65 кН > 21,94 кН условие выполняется, следовательно перерасчёт
натяжений не требуется.
Тяговая сила и мощность двигателя конвейера П2
W0  S нб  S сб  0,03( S нб  S сб )
(4.11)
W0  67,91  21,16  0,03(67,91  21,16)  49,42 кН
Мощность на валу двигателей, считая КПД барабана и редуктора   0,96 , v =
3,15 м/с — скорость движения ленты, kр = 1,2 — коэффициент запаса мощности
N  1,2
W0 v

(4.12)
60
N  1,2
49,42 * 3,15
 194,59 кВт
0,96
Выбор двигателя производится по каталогу. Общая номинальная мощность
двигателя должна чуть превышать расчётную.
На участке ЦПТ скальной вскрыши на конвейере П2 применяется двигатель
мощностью 280 кВт.
Прочностные размеры ленты
Разрывная прочность ленты
Kр 
1000 S max K
B
Kр 
1000 * 67,91* 8
 388,1 Н/мм,
1400
(4.13)
К=8 — коэффициент запаса прочности, В — ширина ленты, мм.
Данная продольная прочность ленты обеспечивается резинотросовой лентой
РТЛ-1500, у которой разрывная прочность 1500Н/мм.
Резинотросовую ленту принимаем на данном конвейере в связи с большими
динамическими нагрузками и опасностью повреждения материалом при перегрузки с
дробильных узлов.
Усилие на натяжном устройстве
Усилие на натяжном устройстве равно сумме натяжений ленты в точках её
набегания и сбегания с натяжного барабана:
Fн  S 2  S 3  21,16  22,01  43,17 кН
(4.14)
7. Расчёт конвейеров М1, М2, М3
Натяжение точек
Так как последовательно расположенные на уклоне конвейера идентичные и
немного отличаются углом наклона и длинной, то возможно произвести расчет М1, М2,
М3 по одной схеме.
Тяговый фактор приводного барабана efα=13,01 при угле обхвата α=4200 и
коэффициенте трения f=0,35 (два приводных барабана с шевронной резиновой
футеровкой, окружающая атмосфера влажная).
61
Расчётная схема М1, М2, М3.
9
3
2
1
4
5
7
8
β
6
Сила натяжения ленты в точках 1-9 (кН)
1
S1= S2=Sсб
k F
S1  fT
e 1
S3=S4=Kв*S2
S 5  K в  S 4
S6=S5-Wп
S7=Kв*S6
S8= РП *S7
2
табл.4.5
3
М1
S1=(1,2*541,55)/(13,01-1)
54,11
М2
S1=(1,2*550,86)/(13,01-1)
55,04
М3
S1=(1,2*759,95)/(13,01-1)
75,93
М1
S3=1,04* 54,11
56,28
М2
S3=1,04* 55,04
57,24
М3
S3=1,04*75,93
78,97
М1
S5=1,03*56,28
57,97
М2
S5=1,03*57,24
58,96
М3
S5=1,03*78,97
81,34
М1
S6= 57,97–25,93
32,04
М2
S6=58,96-26,0
32,96
М3
S6=81,34-17,20
64,14
М1
S7=1,04*32,04
33,32
М2
S7=1,04*32,96
34,28
М3
S7=1,04*64,14
66,71
М1
S8=1,3*33,32
43,32
62
продолжение табл.4.5
2
1
S9=S8+Wгр
S9=Sнб
3
М2
S8=1,3*34,28
44,56
М3
S8=1,3*66,71
86,72
М1
S9= 43,32+420,10
463,42
М2
S9=44,56+405,90
450,46
М3
S9=86,72+541,30
628,02
, где:
а) РП =1,3 — коэффициент сопротивления трения груза при разгрузке на
«подушку» из горной массы, которая располагается на отбойном пороге в
перегрузочном узле с одного конвейера на другой;
Условие нормативного провисания ленты по формуле (4.9) .
S гр min  S 7  5 * (3,12  0,39) 1,25  21,94 кН
М1: S7=33,32 кН > 21,94 кН
М2: S7=34,28 кН > 21,94 кН
М3: S7=66,71 кН > 21,94 кН
Условие выполняется ─ пересчёта не требуется.
Тяговая сила и мощность двигателей конвейеров М1, М2, М3
Используем формулы (4.11) и (4.12)
табл.4.6
конвейе
р
М1
Тяговая сила, кН
Расчёты и результат
W0  463,42  54,11  0,03(463,42  54,11)  424,84
М2
W0  450,46  55,04  0,03(450,46  55,04)  410,59
М3
W0  628,02  75,93  0,03(628,02  75,93)  573,21
Мощность двигателя, кВт
Расчёты и результат
424,84 * 3,15
 1672,79
0,96
410,59 * 3,15
N  1,2
 1616,68
0,96
410,59 * 3,15
N  1,2
 2257,01
0,96
N  1,2
На конвейерах М1 и М2 возможно применить два двигателя мощностью по 900
кВт и три двигателя на 900 кВт на привод конвейера М3.
63
Прочностные размеры ленты
Разрывная прочность ленты М1, М2 и М3 по формуле (4.13):
М1: K р 
1000 * 463,42 * 8
 2648,12 Н/мм
1400
М2: K р 
1000 * 450,46 * 8
 2574,06 Н/мм
1400
Данная продольная прочность ленты обеспечивается резинотросовой лентой
РТЛ-3150.
М3: K р 
1000 * 628,02 * 8
 2574,06
1400
Данная продольная прочность ленты обеспечивается резинотросовой лентой
РТЛ-4000.
Определение усилия на натяжном устройстве
По формуле (4.14)
М1: Fн  54,11  56,28  110,39 кН
М2: Fн  55,04  57,24  112,28 кН
М3: Fн  75,93  78,97  154,90 кН
8. Расчёт конвейера ПК
Конвейер ПК (поворотный конвейер), служащий для штабелирования горной
массы на склад на гор.+450, существенно отличается от магистральных.
L = 40,6 м — максимальная длина конвейера, H=4,15м — высота подъёма
конвейера.
Ширина ленты B=1400мм.
Ориентировочно выбираем конвейер 140100-120 с лентой ЛХ-120 с тремя
прокладками. Произведём проверочный расчёт параметров.
Линейные массы
q=3114,9 Н/м
qл  1,1 B(i П       ) g  1,11,4(3 1,6  4,5  2,0)9,81  170,7 Н/м
iП=3 ─ число прокладок;  ,  ,   ─ толщина прокладки, верхней
и нижней
обкладки соответственно.
64
Распределённые сопротивления
По формуле (4.6) и (4.7)
Wгр  3114,9  170,7  627,8 * 0,06 * 40,6   3114,9  170,7* 4,15  23168,28 Н
=
23,17кН
Wп  170,7  180,0* 0,06 * 40,6  170,7 * 4,15  145,90 Н=0,15кН
Тяговое усилие
Конвейер ПК: F  k б (Wгр  Wп )  1,45(23,17  0,15)  23,32 кН
Натяжение в характерных точках
Приводной барабан с гладкой поверхностью, окружающая атмосфера влажная
при угле обхвата α=1800 efα=2,57.
Расчётная схема конвейера ПК.
3
2
1
β
4
5
Натяжение в кН по формуле (4.9)
1
2
1,2 * 23,32
2,57  1
табл.4.7
3
S1=Sсб
S1 
S2=S1* РП
S3=1,3* 17,83
23,17
S3=S2+Wгр
S3=23,17+23,17
46,34
S4=S3* Kв
S4=1,04*46,34
48,20
S5=48,20+0,15
48,35
Sнб= S5=S4+ Wп
17,83
Условие нормативного провисания ленты по формуле (4.10).
S гр min  S1  5 * (3,12  0,17) 1,25  20,56 кН
По условию Sгрmin< S1, а по расчётам Sгрmin=20,56 > S1=17,83,
условие не
выполняется, а поэтому необходимо пересчитать натяжения, приняв за начальную
точку — точку с наименьшим натяжением на гружённой ветви. Но это как раз точка S1.
Если сократить шаг роликоопор на гружённой ветви до 1м, то
65
S гр min  S1  5 * (3,12  0,17) 1  16,45
Условие выполняется.
Количество прокладок i р 
[m]S max 10  48350

 2,87  3 прокладок.
B p
1400 120
Тяговая сила и мощность двигателя конвейера ПК
Величина тяговой силы (4.11) и (4.12)
W0  48,35  17,83  0,03(48,35  17,83)  32,5 кН
N  1,2
W0 v

 1,2
32,5 * 3,15
 127,99 кВт
0,96
Выбор двигателя производится по каталогу. Общая номинальная мощность
двигателя должна чуть превышать расчётную.
На участке ЦПТ скальной вскрыши на конвейере ПК применяется двигатель
мощностью 132 кВт.
Определение усилия на натяжном устройстве
Усилие на натяжном устройстве равно сумме натяжений ленты в точках её
набегания и сбегания с натяжного барабана:
Fн  S3  S 4  46,34  48,20  94,54 кН
Таким образом, основные параметры конвейера удовлетворяют заданным
условиям его эксплуатации.
6.2. Цикличное звено ЦПТ скальной вскрыши
6.2.1. Тяговый расчет и пропускная способность транспортной системы
Техническая характеристика автосамосвала
БЕЛАЗ – 75131.
Табл.4.8
Колесная формула
Грузоподъемность
Собственная масса
Максимальная скорость движения
Геометрическая вместимость кузова
Полная мощность
Тип трансмиссии
Габариты:
Длина
Ширина
Высота
4х2
130 т
105 т
42 км/ч
71 м3
1390,3 КВт
Электромеханическ
ая
11,50 м
7,45 м
5,72 м
66
Определение силы тяги.
FК 
где
3600  N дв
3600 1390,3
 ом  m  к 
 0,95  0,75  0,9  311,6 кН,
V
10,3
Nдв=1390,3 кВт – мощность дизельного двигателя;
V =10,3 км/ч – скорость движения груженого автосамосвала на подъем;
ом =0,95 – коэффициент отбора мощности, учитывающий расход мощности на
вспомогательные нужды, для питания бортовых систем (вентилятора, обогрева,
нейтрализатора выхлопных газов и др.);
т=0,75 – КПД электромеханической трансмиссии;
к =0,9 – КПД колеса.
Проверка касательной силы тяги на условие отсутствия пробуксовки
Касательная сила тяги не должна превышать силу тяги, определенную из
условия сцепления колеса с дорогой:
Fсц  1000  Рсц 
Fсц  1000  2364  0,15  354,6 кН,
где
Рсц =(q+qас)g =(136+105)9,81=2364 кН – сцепной вес автосамосвала с
колесной формулой 42;
где q=136 т — масса груза (на КГОКе БелАЗ-75131 оттарирован, специалистами
участка КИПиА на 136 т)
qас=90 т — собственная масса а/с.
 =0,15 – коэффициент сцепления колес с дорогой при гололеде.
FK<Fсц
311,6 кН < 354,6 кН => условие отсутствия пробуксовки выполняется.
Расчет тормозного пути а/с.
В реальных условиях эксплуатации величена тормозного пути правилами
безопасности не регламентируется. Однако тормозной путь автосамосвала при
различных дорожных условиях необходимо знать, во-первых, для обеспечения
безопасности движения транспортных средств в карьере, регламентации скоростей
движения на спусках и, во-вторых, для расчета пропускной способности автодорог,
которая в свою очередь завичит от минимально допустимого расстояния между
автосамосвалами.
67
В проектных и эксплуатационных расчетах для определения тормозного
пути пользуются известной формулой:
Sт 
(1   ) V 2
,м
0,254  (   0  i )
где V – скорость движения автомобиля, км/ч;
 - коэффициент инерции вращающихся масс автомобиля,  =0,15;
Sm 
(1  0,15)  30 2
 9,3 м - груженый ход
254  (0,3  0,06  0,08)
Sm 
(1  0,15)  40 2
 16,5 м - порожний ход
254  (0,3  0,06  0.08)
К величине тормозного пути, определенного по формуле необходимо добавить
путь, проходимый автомобилем за время реакции водителя и приведения тормозов в
действие t р.в. :
S 0  0,278 V0  t р.в. ,
Величина t р.в. =0,4  0,7 с принятым стандартом. Величину тормозного пути
определяют, естественно, для максимального уклона на трассе.
S 0  0,278  40  0,7  7,8 м .- порожний ход
S 0  0,278  30  0,7  5,8 м .- груженый ход
Весь тормозной путь автомобиля на рабочем уклоне будет:
S  S m  S 0  9,3  5,8  15,1м - гружений ход
S  S m  S 0  16,5  7,8  24,3м - порожний ход
Пропускная способность полосы дороги.
Оптимально спроектированная и хорошо функционирующая транспортная
система карьера позволяет получать на выходе к приемным пунктам грузопотоки с
заданными параметрами с уровнем вероятности, близким к единице.
Пропускная и провозная способность транспортной системы определяется для
наиболее
напряженного
участка
трассы,
где
концентрируются
грузопотоки
(ограничивающего перегона). Таким участком обычно является въездная траншея.
Пропускная способность при одностороннем движении машин
N  1000
V
8
 1000
 220 , автосамосвалов/ч,
K н  Sб
1,3  28
68
V  8км/ч – скорость движения на напряженном участке откаточного
где
пути;
Kн  1,3 – коэффициент неравномерности движения;
S б  S m  la  16,5  11,5 11,25=28 м – безопасный интервал между
автосамосвалами.
l a – длина автосамосвала БелАЗ-75131, l a =11,5 м.
Провозная способность транспортной системы
M
N
220
 ga  K g 
 136  0,95  16242,3 т/ч,
f
1,75
где
N =220 – пропускная способность участка дороги, шт./ч;
f  1, 75 – коэффициент резерва пропускной способности;
K g  0,95 – коэффициент использования грузоподъемности.
Проверяем М на соответствие условию
M
Qсут
Т сут
,
Qсут – максимальный расчетный суточный грузопоток на данном участке трассы,
т; Qсут 
Аг . м .
 К н ,т/сут
nсут
где Аг.м. =18 млн. т/год– годовая производительность участка карьера;
где
nсут – число рабочих дней в году, nсут =365 дней;
К н  1,1– коэффициент неравномерности движения автосамосвалов,.
Qсут 
18000000
 49315т / сут
365
Т сут – количество часов работы карьера в сутки, Т сут =24 ч.
M  Qч 
49315
 2054 т/ч
24
где Qч – часовой грузопоток, т/ч;
16242,3 т/ч 2054 т/ч – условие выполняется.
Следовательно существующий тип автосамосвалов оптимально подходят
для данной транспортной схемы.
69
4.3. Классификация и нормы устройства карьерных дорог
В соответствии
с
нормами
технологического
проектирования и СНиП
2.05.07.91 карьерные автодороги подразделяются:
Табл.4.9
ВИД
По месту
расположения
ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЕ
Главные выездные траншеи, подъезды к
цехам обогащения и складам, карьерным
и
отвальным
погрузочным
и
разгрузочным фронтам.
Постоянные (более 1 года)
По сроку
службы
По
грузонапряжен
ности
I-к
Более 25
млн.т/год
брутто
II-к
8-25
млн.т/год
брутто
III-к
Менее 8
млн.т/го
д брутто
Прочие
дороги,
располагаемые на
уступах карьеров
и отвалов.
Временные
(до 1 года)
III-к
СЛУЖЕБНЫЕ
Обеспечивающие
проезд
специализированных
транспортных средств
от карьера до гаража,
доставку в карьер
взрывчатых
грузов,
сменного
оборудования
и
рабочих.
IV-к
Постоянные технологические дороги, располагаемые в каpьеpах и на отвалах со
сроком службы до 3-х лет и объемом перевозок свыше 15-25 млн. тонн брутто/год,
следует проектировать по нормам дорог
категории II-к, менее 15-25 млн. тонн
брутто/год ─ по нормам дорог категории III-к.
Временные технологические дороги в карьере и на отвалах проектируются по
нормам дорог категории III-к независимо от объема перевозок (п.5.6 СНиП 2.05.07-91).
Срок действия забойных автодорог от отдельных экскаваторов не превышает
одного года, поэтому в пределах рабочих площадок, предназначенных для выемки
горной массы, все автодороги и скользящие съезды относятся к категории III-к.
Участки постоянных автодорог (рудовозная дорога по южному борту каpьеpа, по
северному и западному бортам каpьеpа) внутри каpьеpа относятся к категории II-к.
Построенные вслед за экскаваторами дороги в
частично
в
категорию
постоянных,
но
большая
их
дальнейшем переходят
часть погашается при
последующем подвигании фронта горных работ. В настоящее время протяженность
постоянных карьерных автодорог составляет 27,2 км, с учетом дороги на техногенное
месторождение хвостов мокрой магнитной сепарации (ММС).
В соответствии с п.4.25НТП и п.5.1-5.8СНиП2.05.07-91 применительно к
условиям Ковдорского ГОКа все карьерные автодороги
классифицируются
следующим образом:
70
Табл.4.10
Вид дорог
Постоянные
технологические
со сроком
службы более 1
года
Грузонапр
яженность
(брутто)
млн.т
Катег
ория
дорог
Наименование дорог
13
II-к
1. Рудовозная автодорога по южному борту карьера: ДККгор.+55м.
III-к
2. Рудовозная автодорога по северному борту карьера: ДККгор.+55м.
3.
4. Автодорога по южному борту карьера: ККД-гор.+166м.
13
-
III-к
7
III-к
25
I-к
24
II-к
II-к
19
III-к
9. Автодорога: карьер хвостов ММС – ККД.
Временные
технологические
со сроком
службы менее 1
года
-
5. Автодорога по юго-западному борту карьера: гор.+274м на
отвал №2, отвал№1 и склад МЖР №2.
6. Автодорога от борта карьера: гор.+250м на отвал №3 и склад
МЖР.
7. Автодорога по западному борту карьера: от гор.+166м до
гор.+250м.
8. Автодорога по северному борту карьера: от гор.+166м до
гор.+250м.
III-к
III-к
III-к
III-к
1.Постоянная система автодорог на действующих горизонтах и
съездах и автодорога ниже гор.+55м. Забойные а/дороги.
2.Автодорога: гор.+106м – гор.25м (северный борт).
3.Автодороги на поверхности отвалов и складов от мест
разделения грузопотоков до мест разгрузки.
4.Внутренние автодороги в карьере хвостов
экскаваторов до слияния грузопотоков.
Служебные
-
IV-к
IV-к
от отдельных
1. Подъездные автодороги к карьеру и внутри него для проезда
автосамосвалов большой грузоподъемности без груза в карьер
или в гараж, к заправке, доставки рабочих в карьер, доставки в
карьер специализированных технологических грузов (ВВ,
долот, воды и т.п.).
2.Автодорога по восточному борту карьера: ВКУ-гор.+166м.
При принятом для карьера двухполосном встречном движении автомобилей
большой грузоподъемности и размеров, ширина проезжей части автодорог составляет
не менее 21,5 м (СНиП 2.05.07-91,таб.48), в т.ч.:
- для автодорог категории I-к - 22м;
- для автодорог категории II-к - 20,5м;
- для автодорог категории III-к – 20м.
Ширина проезжей части служебных автодорог принимается не менее 10.5 м пpи
двухполосном движении и не менее 6.0м - пpи однополосном (расчетный автомобиль
БелАЗ - 548, ширина - 3787 мм), ширина обочин - 1.5 м (СНиП 2.05.07 - 91, табл. 48).
71
Ширину проезжей части
служебных дорог, предназначенных для движения
стандартных автомобилей и пожарных проездов, допускается принимать равной 3.5м.
Для обеспечения возможности эпизодического разъезда автомобилей на
однополосных дорогах горнодобывающих предприятий следует предусматривать
площадки для разъезда длиной не менее 30 метров с покрытием, аналогичным
принятому для данной дороги. Расстояния между площадками принимать равным
расстоянию видимости встречного транспорта, но не более 500 м. Участки перехода от
однополосной проезжей части к площадке для разъезда должны быть длиной не менее
10м.
Временные въезды в траншеи должны устраиваться так, чтобы вдоль их при
движении транспорта оставался свободный проход шириной не менее 1,5 м с обеих
сторон (п.375 ЕПБ).
Ширина обочин каpьеpных автодоpог пpи двухполосной
проезжей части
принимается согласно тpебований СНиП 2.05.07-91 (табл.47). На постоянных дорогах
в каpьеpах, на временных дорогах-съездах в каpьеpах и на служебных дорогах на
поверхности для движения порожних автосамосвалов должна быть не менее 1.5 м. На
прочих постоянных дорогах
- не менее 2.5 м. Минимальная ширина обочин на
однополосных дорогах с двусторонним движением должна приниматься равной
половине ширины проезжей части.
Пpи устройстве на обочине ограждения в виде земляного вала, ширина обочины
устанавливается расчетом, пpи этом расстояние от внутренней бровки породного вала
до кромки проезжей части должно быть не менее 0.5 диаметра колеса автомобиля
максимальной грузоподъемности, эксплуатируемого в карьере, то есть не менее 1,5м
(п.378 ЕПБ), а до бровки откоса - 1.0 м (п.4.32 НТП).
В соответствии с требованиями п.378 ЕПБ при ОР проезжая часть дороги
должна быть ограждена от призмы возможного обрушения породным валом или
защитной стенкой.
Подлежат ограждению
со стороны верхней бровки нижележащего уступа
следующие карьерные автодороги:
- по транспортным бермам карьера и отвалов;
- на уступах карьера и отвалов при расстоянии от края проезжей части дороги
до верхней бровки нижележащего уступа 20 и менее метров.
72
Ограждению подлежат также зумпфы открытого водоотлива и другие местные
выемки на транспортном горизонте, расположенные вблизи автодороги (20 и менее
метров).
Ограждение устраивается в виде
вала из щебня или скальной породы,
располагаемого на обочине автодороги. Высота породного вала принимается не менее
половины диаметра колеса самого большого по грузоподъемности эксплуатируемого на
карьере
автомобиля.
Учитывая
использование
в
карьере
автосамосвалов
грузоподъемностью 100 - 136 тонн, высота вала должна быть не менее 1,6 м (п.4.33
НТП, СНиП 2.05.07-91, табл.64), ширина по низу не менее 3,0 м. Вертикальная ось,
проведенная через вершину породного вала, должна располагаться вне призмы
обрушения.
Дорожные одежды
Земляное полотно
большинства
внутрикарьерных
собой устойчивую скальную поверхность
автодорог представляет
отрабатываемых уступов и съездов. На
участках с рыхлыми, обводненными и неустойчивыми породами и
земляное полотно создается путем
на
отвалах
отсыпки определенного слоя скальной горной
массы из экскаваторных забоев.
Подготовка земляного полотна на рабочих горизонтах карьера производится
путем профилирования поверхности
уступа
бульдозерами
Понижения уступа засыпаются скальной горной
оборудуются водопропускными трубами. В
массой
и автогрейдерами.
и при необходимости
соответствии с требованиями СНиП
земляное полотно после укладки должно быть спланировано бульдозером и уплотнено.
Уплотнение производится бульдозерами, грейдерами и автосамосвалами.
Дорожная
одежда
должна
соответствовать
общим
предъявляемым к дороге как к транспортному сооружению,
то
требованиям,
есть она должна
обеспечивать необходимую прочность, беспыльность и безопасность движения
автомобилей.
В соответствии со СНиП 2.05.07 - 91 и СНиП 2.05.02 - 85 дорожные одежды
подразделяются:
73
Табл.4.11
ДОРОЖНЫЕ ОДЕЖДЫ
По сопротивлению нагрузкам
от автотранспортных средств
и по реакции на
климатические воздействия
Жесткие
Нежесткие
дорожные
дорожные
одежды
одежды
По типу
(по сроку службы и капитальности)
Капитальные
Облегченные Переходные
Требования к материалу дорожной одежды зависят
автомобильной дороги. По прочности и содержанию примесей
Низшие
от
категории
щебень
должен
удовлетворять требованиям СНиП 2.05.02-85 и ГОСТ 8267-82. Для строительства
автодорог определяют марку щебня по прочности, истираемости и морозостойкости.
Предел
прочности
исходной
горной
породы
определяют
при
сжатии
в
водонасыщенном состоянии; истираемость определяется по потерям веса горной
породы при истирании
в
колочном
барабане; требования к морозостойкости
относятся в основном к щебню основания дорожной одежды, который должен быть
устойчивым к многократным замораживаниям и размораживаниям.
Табл.4.12
Требования к материалу
1.Класс щебня по истираемости не
ниже
2.Предел прочности горной породы,
кг/см2
3.Марка щебня по морозостойкости
1
И-3
Не менее
800
Мрз25
КАТЕГОРИЯ ДОРОГ
2
3
И-3
И-3
Не менее
800
Мрз25
Не менее
800
Мрз15
4
И-4
Не менее
600
-
74
5. Буровзрывные работы
5.1. Буровые работы
Горные породы в карьере рудника "Железный" разрабатываются с применением
буровзрывных работ (БВР). Бурение взрывных скважин осуществляется станками
шарошечного бурения типа СБШ-250 МН с диаметрами породоразрушающего
инструмента 244,5 и 269,9 мм.
Техническая характеристика и основные данные бурового станка СБШ-250МН
Табл.5.1
Наименование параметра
Диаметр скважины
Глубина бурения вертикальных скважин, не менее
Угол наклона скважины к вертикали
Верхний предел усилия подачи
Верхний предел частоты вращения бурового става
Скорость подачи при бурении
Скорость подъема бурового снаряда
Скорость спуска бурового снаряда
Производительность компрессора
Давление сжатого воздуха
Скорость передвижения станка
Наибольший угол подъёма при передвижении
с опущенной мачтой
Подводимое напряжение
Установленная мощность
Одновременная максимальная нагрузка
Удельное давление гусениц на грунт
Удельное давление плит домкратов на грунт
Габаритные размеры:
а) с поднятой мачтой
длина
ширина
высота
б) с опущенной мачтой
длина
ширина
высота
Масса станка
Един. измерения
мм
м
град.
тс
об / мин
м / час
м / мин
м / мин
м3 / мин
атм.
км / час
град.
244 -269
32
0, 15, 22, 30
30
150
0 - 65
5
8
25, 32
7
0,773
10
В
квт
квт
кг / см2
кг / см2
380
405
353
1,276
10,04
м
м
м
9,2
5,45
15,35
м
м
м
т
15,0
5,45
6,5
75
Производительность бурового станка может быть выражена как в метрах
пробуренных скважин, так и в кубических метрах обуренной горной массы (объемная
производительность бурения). Основным показателем бурения на руднике является
линейная производительность, которая в зависимости от различных условий
изменяется от 40-45 до 100 п.м/смену и в среднем за 2008 год составила 75,3 п.
м/смену; объемная производительность, соответственно, составляет 1400 - 3320 м3 в
смену.
75
Годовая и месячная производительности определяются принятым режимом
работы буровых станков, графиком производства плановых ремонтов, затратами
времени на чистку скважин, перегоны, переключения и т. п., а также потерями времени
на неплановые простои из-за поломок, аварий, перебоев в снабжении станков
электроэнергией,
водой
и
т.
д.
Месячная
и
годовая
производительности
рассчитываются путем определения календарного фонда времени и коэффициента его
использования, выраженного отношением времени на выполнение основных и
вспомогательных
работ
к
общему
календарному
фонду
времени,
а
также
коэффициентом использования режимного фонда времени.
При существующем трехсменном режиме работы бурового участка с прерывной
неделей, с двумя выходными днями, коэффициент использования календарного
времени составляет 0,545, коэффициент использования режимного времени 0,757.
Производительность буровых станков СБШ-250МН в условиях
карьера рудника
“Железный” составляет:
- годовая 42 - 43 тыс. п. м.;
- месячная 3,8 - 4,0 тыс. п.м.
Существенным показателем, определяющим эффективность буровых работ,
является выход взорванной горной массы с 1 п.м. скважины. Выход взорванной горной
массы зависит от:
- категории взрываемости массива;
- диаметра шарошечного долота;
- величины потерь пробуренных скважин, связанных с их устойчивостью;
-величины потерь, связанных с повторным обуриванием ранее взорванных
массивов из-за отказов, смерзаемости массы;
- от качества разбивки блока и выдержанности параметров сетки скважин;
- применения наклонных скважин при бурении первого ряда.
С учетом изложенных обстоятельств средний выход взорванной горной массы с
1 п. м. скважины за 2008 год составил:
- для долот диаметром 244,5мм – 32,9 м3;
- для долот диаметром 269,9мм – 36,6 м3;
- в среднем по карьеру при совместном применении долот диаметром 244,5 и
269,9мм 33,2 м3 (на технологическом бурении без учета контурных скважин).
Одним из основных путей повышения эффективности буровых работ в карьере
является правильный выбор шарошечных долот и их рациональное применение, в
зависимости от физико-механических свойств горных пород.
76
Принятое решение о развитии основного карьера до глубины 850 м на основе
укручения уступов и бортов на предельном контуре обусловило следующие задачи по
совершенствованию техники и технологии БВР:

улучшение качества взрывного дробления горной массы, прежде всего
вмещающих пород, в связи с увеличением объёмов вскрышных работ с
применением циклично-поточной технологии (ЦПТ);

необходимость создания и освоения технологии БВР в приконтурных
зонах, защищающей законтурный массив от нарушений, вызванных массовыми
взрывами, и обеспечивающей тем самым устойчивость крутых уступов;

применение водоустойчивых взрывчатых веществ (ВВ) в связи с
ожидаемым увеличением доли обводнённых скважин;

повышение технико-экономических показателей БВР в усложняющихся
условиях их проведения.
На протяжении более 30 лет технология бурения взрывных скважин была
довольно однообразной: с использованием буровых станков СБШ-250 и их
модификаций повсеместно бурили скважины диаметром 244,5 и 269,9 мм. В настоящее
время парк буровых станков СБШ-250МН оста.тся основным (8 ед.), однако в
последние годы для решения указанных выше специальных задач ─ бурения скважин
уменьшенного диаметра ─ осваивается шарошечный буровой станок D245S (фирмы
«Сандвик-Тамрок») и два буровых станка ROC L8 (фирмы «Атлас Копко») с
погруженными перфораторами. Станки
D245S используют для бурения скважин
приконтурных блоков и последних рядов технологических блоков шарошечными
долотами диаметром 171,4 мм, а станки ROC L8 ─ для бурения скважин
предварительного щелеобразования
(контурных) коронками диаметром 134 мм,
приконтурных блоков и последних рядов технологических блоков ─ коронками
диаметром 165 мм. Из-за неналаженного сервисного обслуживания показатели работы
новых буровых станков ниже ожидаемых, однако их внедрение позволило начать
освоение
бурения
скважин
различных
диаметров,
соответствующих
физико-
механическим характеристикам пород и технологическим задачам. [1]
Область рационального применения различных типов долот в условиях карьера
рудника “Железный” Ковдорского ГОКа при
бурении станками СБШ-250 МН
приведены в табл. 5.1:
77
Табл.5.2
Тип долота
Характеристика
и руд.
Т, ТЗ,
ТКЗ
ТЗ, ТКЗ
ТКЗ
ТКЗ
К
ОК
буримых
пород
Апатит-карбонатные
маложелезистые руды.
Карбонатиты. Сильно
выветренные вмещающие породы.
Апатит-карбонатные
маложелезистые руды и
карбонатиты, перемежающиеся с
АКМ рудами, АС, АФМ руды
Fe<30%, Р2О5 > 9%.
Комплексные железные руды.
Апатит-силикатные
маложелезистые руды.
Рациональная область
применения.
Крепость
по Доля в общем
Протодьяконову/
объёме %.
категория буримости
3-4
Пироксениты и ийолиты,
пронизанные жилами
карбонатита и форстерита.
Апатит-силикатные руды с
ксенолитами ийолитов. АФМ,
ФМ,КФМ руды с содержанием
Fe>30%, Р2О5< 6%.
Ийолиты с ксенолитами апатитсиликатных руд или линзами
карбонатита. Малотрещиноватые
пироксениты. Трещиноватые
ийолиты.
Трещиноватые фениты,
твейтоазиты. Малотрещиноватые
ийолиты с небольшим
количеством включений
карбонатита.
Маложелезистые фениты и
ийолиты мелкозернистые.
6-9
0,9
7-10
36,3
8-11
20,9
13-16
30,6
13-16
11,3
15-19
Приведенные в табл.5.1 данные указывают, что 41,9 % пород месторождения
могут обуриваться шарошечными долотами с твердосплавными штырями (долота типа
К и ОК) и 58,1 % горных пород – долотами типа ТКЗ.
78
5.2. Взрывные работы
5.2.1. Средства взрывания и взрывчатые вещества
При подготовке горной массы на руднике «Железный» применяется взрывная
отбойка методом скважинных зарядов с использованием короткозамедленного
взрывания (КЗВ). Короткозамедленное взрывание осуществляется при помощи
низкоэнергетической неэлектрической системы инициирования (СИ) «Нонель». В
основу этой системы положена передача инициирующего импульса по трубкеволноводу с линейной плотностью ВВ менее 0,2 г/пог. м.
На руднике используется полный комплект разновидности системы НонельЮнидет, основанный на применении внутрискважинных капсюлей-детонаторов (КД) с
одинаковым замедлением. Все внутрискважинные КД во взрываемом блоке имеют
одинаковое время замедления, а последовательность инициирования обеспечивается
на поверхности при помощи соединительных блоков со своими замедлениями. Обычно
для
внутрискважинных
детонаторов
берется
замедление
475-500
мсек.,
что
обеспечивает инициирование на поверхности всех внутрискважинных КД до начала
смещения взрываемой породы.
В состав комплекта входят следующие элементы:

Внутрискважинный
капсюль-детонатор
NРЕD
(без
первичного
инициирующего ВВ). Детонатор включает в себя гильзу, замедляющий элемент,
инициирующий элемент, заполненный вторичным ВВ – ТЭНом и основной заряд,
состоящий из вторичного ВВ – гексогена, резиновую заглушку, предотвращающую
попадание воды в капсюль и защищающую отрезок трубки волновода, примыкающий к
детонатору, от истирания и повреждения, отрезок трубки-волновода определенной
длины, запаянный с одной стороны.

Поверхностный соединительный блок Снэплайн (SL) или ε-клип.
Соединительный блок применяется для передачи инициирующего сигнала в точках
соединения
элементов
сети
Нонель.
Состоит
из
пластмассового
корпуса
с
фиксирующим устройством, детонатора с уменьшенным зарядом (с замедлением или
без), уплотнительной резиновой заглушки и отрезка трубки-волновода определенной
длины. Соединительный блок Снэплайн рассчитан максимум на 5 трубок-волноводов
диаметром 3 мм. Блок сконструирован таким образом, что трубки примыкают к нижней
части детонатора. При присоединении трубки-волновода к блоку она находится под
прямым углом, и инициирование происходит в обоих направлениях. При этом не имеет
значения, как трубка подсоединена к блоку. Соединительный блок ε-клип рассчитан
максимум на 8 трубок-волноводов диаметром 3 мм. В отличие от Снэплайна блок ε79
клип сконструирован таким образом, что трубки примыкают к боковой части
детонатора.

Динолайн. Трубка-пускатель. Представляет собой трубку-волновод
длиной 750 мили 1500 м, поставляемую на бобинах. Используется для соединения
смонтирован ной сети «Нонель» со взрывной машинкой «Диностарт». В комплект
Динолайн входит соединительный патрубок для соединения концов Динолайн и трубки
Снэплайн.

Взрывная машинка Диностарт предназначена для возбуждения в трубке-
волноводе мощной ударной волны высокой температуры. Машинка состоит из
источника энергии, преобразователя напряжения, конденсатора для накопления
электрического заряда, разрядника и кнопок управления.
Промежуточные детонаторы (ПД) собираются из шашек-детонаторов ТГФ-850Э
или из других шашек с гнездом под капсюль-детонатор и внутрискважинного
детонатора
Нонель.
инициирования
При
(СИНВ,
использовании
Эдилин)
других
конструкция
неэлектрических
промежуточных
систем
детонаторов
аналогична.
Для всех скважин взрываемого блока должны изготавливаться одинаковые
комплекты ПД. Комплект ПД состоит из нижнего – основного ПД и верхнего
(дублирующего) ПД. Время замедления основного ПД должно быть меньше времени
замедления дублирующего ПД. Так, если основной ПД имеет время замедления 475
мсек. (капсюль-детонатор U 475), то дублирующий ПД должен иметь время замедления
500 мсек. (капсюль-детонатор U 500). Длина внутрискважинного волновода основного
ПД должна составлять:
- для уступов высотой 12 м – 18 метров
- для уступов высотой 15 м – 21 метр.
Длина волновода дублирующего ПД может составлять 10,2 м, 15,0 м или 18,0 м
в зависимости от величины незаряжаемой части скважины.
Поверхностные взрывные сети собираются из соответствующих применяемым
СИ поверхностных соединительных блоков с различными номиналами замедления.
Длины
трубок-волноводов
соединительных
блоков
должны
соответствовать
расстоянию между скважинами.
Инициирование взрывной сети системы «Нонель» осуществляется машинкой
«Диностарт», размещаемой в блиндаже, находящимся за пределами опасной зоны по
разлету осколков для механизмов. Машинка «Диностарт» соединяется с взрывной
сетью трубкой-пускателем «Динолайн».
80
Краткая характеристика эмулитов ВЭТ и СЗМ «Трейдстар».
Для заряжания скважин на руднике «Железный» применяются эмульсионные
ВВ – эмулиты марок ВЭТ, а также гранулированные ВВ заводского изготовления –
гранулотол и граммонит 79/21, допущенные к применению на открытых горных
работах. Для заряжания обводненных скважин (со столбом воды высотой более 0,2 м)
используется эмулит ВЭТ 700, для заряжания сухих скважин применяется эмулит ВЭТ
300. Доля использования ЭВВ составляет 95 – 98 %, гранулотол и граммонит 79/21
используются в основном для дозаряжания скважин и, в исключительных случаях, для
полного заряжания скважин.
Эмулиты марок ВЭТ относятся к промышленным взрывчатым веществам
первого класса. Эмулиты марок ВЭТ представляют собой механическую смесь
эмульсии «ВЭТ 70С», гранулированной аммиачной селитры, дизельного топлива и
газогенерирующей добавки и изготовляются на местах применения в процессе
заряжания скважин смесительно-зарядной машиной (СЗМ) «Трейдстар». Эмулиты
марок ВЭТ предназначены для производства взрывных работ на земной поверхности
при отбойке сухих и обводненных горных пород с коэффициентом крепости по шкале
М.М. Протодьяконова до 20, методом скважинных зарядов в температурном диапазоне
окружающей среды от –50ºС до +50ºС.
Эмульсия «ВЭТ 70С» и газогенерирующая добавка (ГГД) изготавливаются на
стационарном пункте изготовления (СПИ) Ковдорского филиала ООО «EMS». На СПИ
производится также заправка СЗМ компонентами ЭВВ: эмульсией, ГГД, аммиачной
селитрой и дизельным топливом.
Изготавливаются следующие марки эмулитов ВЭТ:
ВЭТ 300 и ВЭТ 700, где цифрами обозначено содержание эмульсии в
килограммах на тонну смеси.
Массовая доля компонентов в эмулитах марок ВЭТ должна соответствовать
нормам, указанным в таблице 5.3.
Таблица 5.4
Наименование компонента
Норма, % для марок
ВЭТ 300
ВЭТ 700
2
3
Эмульсия ВЭТ 70С
30,0±1,0
70,0±2,0
Селитра аммиачная
гранулированная или пористая
66,5±2,0
30,0±1,0
1
81
Продолжение табл.5.4
1
Дизельное топливо
2
3
3,5±0,5
0
0
0,35±0,2
Газогенерирующая добавка (ГГД)–
(сверх 100% по отношению к
содержанию эмульсии)
СЗМ «Трейдстар» предназначена для раздельного транспортирования к местам
производства взрывных работ невзрывчатых компонентов и изготовления, в процессе
зарядки скважин, эмульсионных взрывчатых веществ эмулитов марок ВЭТ.
Технические характеристики СЗМ «Трейдстар»:
Объем бункеров и емкостей и масса каждого компонента при полной загрузке
бункера или емкости, представлены в таблице 5.5.
Табл.5.5
№№
Наименование
п/п
Объем
1.
Бункер для гранулированной аммиачной
селитры
2.
Бункер для эмульсии ВЭТ 70С
8,98 м3
3.
Ёмкость для дизельного топлива
416,4 л
4.
Ёмкость для алюминиевой пудры
5.
Ёмкости для газогенерирующей добавки
(2 шт.)
5,3 м3
1,1 м3
189,2 л
(94,6 л х
2)
Масса компонента при
полной загрузке, кг
5028,2
при p= 0,95 г/см3
11793,6
при p= 1,33 г/см3
354,3
при p= 0,85 г/см3
854,1
при p= 0,8 г/см3
188,7 (94,35 × 2)
при p= 1,2 г/см3
Производительность заряжания скважин, в зависимости от их обводненности и
способа подачи ВВ в скважину, составляет:

сухие скважины (сухая часть обводненных скважин) при подаче ВВ
шнеком – 450 кг/мин для эмулитов марки ВЭТ 300;

полностью обводненные скважины при подаче ВВ насосом по шлангу
под столб воды – 230 кг/мин для эмулитов ВЭТ 700.
5.2.2. Расчёт параметров взрывных работ
На вскрышных блоках XIV-XVII категорий единой шкале буримости
[?]
бурение осуществляется шарошечными долотами типа «ОК» диаметром 244,5 и 250,8
82
мм. Соотношение объемов бурения долотами диаметром 250,8 и 244,5 мм составляет
соответственно 35 и 65%.
Произведём расчёт по блоку вскрышных пород, крепость по Протодьяконову
f =16, категория по буримости VI, категория трещиноватости III КТ=1,1. Скважины
сухие, ВЭТ300. Используется для буровых работ СБШ-250МН.
Размер кондиционного куска
dmax по горной массе определяется емкостью ковша ЭКГ- 8И
dmax 0.753 Ек
(5.1.)
dmax0,75 3 8 =1,5 м
Но т.к. на КГОКе интенсивно используются ЦПТ dmax по горной массе
определяется линейными размерами приёмной пасти дробилок дробильно-конвейерных
комплексов (ДКК).
dmax0,8Zдр=0,81*1500=1215мм=1,3м
(5.2.)
где Zдр-максимальный линейный размер куска руды, м.
Первый ряд скважин
По условиям безопасного расположения буровой техники
Wпр  Wб  Hctg  2,5 м
(5.3.)
где α=750 ─ угол откоса уступа; H =15м ─ высота уступа; Wпр ─ предельно
преодолеваемое значение СПП (сопротивление по подошве).
Wпр  Wб  15 * 0,26  2,5  6,5 м
Диаметр скважин
Определение диаметра скважинных зарядов в зависимости между диаметром
скважины и производительностью карьера (Пк , млн. м3 ):
Dскв = (100÷150) ∙
4
П к , мм, (5.4.)
Dскв =(100÷150) ∙ 4 10,6 =(180÷270) мм
Пк = 10,6 млн.м3/год ─ производительность по вскрышным породам.
Удельный расход ВВ
q  0,13    4 f (0,6  3,3 103  d скв )  0,13  2,7  4 16 (0,6  3,3 103  0,252)  0,935 кг/м3
где
  3,0 т/м3 – плотность взрываемых пород в массиве,
83
f  13-16 – коэффициент крепости породы,
d скв  K р  d инс  1,03  244,5  251,8  252 мм. – фактический диаметр скважины.
Kр=1,03- коэффициент разбуривания
dинс=244,5- диаметр бурового инструмента
dинс=244,5- диаметр бурового инструмента
Вместимость 1 п.г. скважины
p
  d скв 2
4
 , кг / м
(5.5.)
 -плотность заряжания ВВ, кг/м3.
Плотность эмулита ВЭТ 300 1,15 поэтому
p
  0,252 2
4
1130  57,3кг / м
Линия сопротивления по подошве уступа (ЛСПП)
Линия сопротивления по подошве для скважин первого ряда определяется по
фактически полученной конфигурации забоя, при этом величина максимально
преодолеваемого сопротивления по подошве уступа рассчитывается по формуле,
рекомендуемой «Техническими правилами ведения взрывных работ на дневной
поверхности».
W р  0,9 
р
, м (5.6.)
qm
, где:
q - расчетный удельный расход ВВ, кг/м3;
р - вместимость 1 п.м. скважины, кг;
m -коэффициент сближения скважин, для расчета ( m=1);
W р  0,9 
57,3
 7,04  7 м
0,935 1
Минимальное значение W по условию безопасного обуривания уступа:
WMIN  c  h  ctg  2,5  15 * 0,267  6,5 м
W  WMIN , 7 м  6,5 м
где:
с = 2,5 м расстояние от верхней бровки уступа до оборудования
h =15м – высота уступа,
84
  75 -угол откоса уступа.
Следовательно, расчетная ЛНС удовлетворяет требованиям по ЕПБ.
Для породы при Н=15м и =75
Расстояние между скважинами в ряду
Для теоретических расчетов, как правило, принимается квадратная сетка
скважин с коэффициентом сближения скважин m = 1.
Тогда a  m  W  1,0  7,04  7 м.
Расстояние между рядами скважин:
При квадратном расположении скважин
a  b  m W  7м.
где:
а – расстояние между скважинами в одном ряду,
b – расстояние между рядами скважин,
W – расчетная ЛНС по подошве уступа,
m=1 – коэффициент сближения скважин.
Принимаем квадратную сетку скважин 6х6.
Масса скважинных зарядов ВВ первого ряда:
Qз1  q  W  a  h  0,935  7,04  7 15  687,2кг
где:
W=7 м – расчетная ЛНС по подошве уступа,
а=7 – расстояние между рядами скважин,
h=15 м – высота уступа,
q  0,935кг/м3 – расчетный удельный расход ВВ.
Масса заряда для скважин последующих рядов
Qз 24  q  b  h  a  0,935  7 15  7  687,2кг
Определение длины перебура скважины
техническими правилами ведения горных работ на дневной поверхности рекомендуется
для расчета перебура эмпирическая формула:
l пер  0,5  q  W  0,5  0,935  7,04  3,3 м
85
Определение длины скважины:
l скв  h у  l пер =15 + 3,3 = 18,8 м
Величина забойки:
Забойка производится буровой мелочью, либо отсевами дробления.
l заб  (0,5  0,75)W  (0,5  0,75)  7,04  4,35 м
где
W = 7 – расчетная ЛНС по подошве уступа.
Величина забойки составляет ≈ 1/3 глубины скважины.
Длина скважинного заряда:
l зар  lскв  l заб  18,8  4,35  14,5 м
Вес заряда в скважине определяется по вместимости заряженной части скважины
Q = (lскв – lзаб)·p, кг
Q = (18,8– 4,35 )·57,3 =827,9 кг
Выход взорванной горной массы с 1 метра скважины q гм
qг. м  W  bn  1 hу  a
np
 lcкк
q г . м  7,04  7,0  4  115  7,0
(5.7.)
4 18,8
 39,2 м 3 м
где:
пр ─ количество рядов скважин.
lс ─ длина скважины.
hу ─ высота уступа.
а ─ расстояние между скважинами.
W = 7,04м – расчетная ЛНС по подошве уступа.
Выход взорванной горной массы с 1 скважины
Vскв  lскв  q г . м  18,8  39,2  736,9 м 3 / скв
Ширина развала взорванной горной массы
B  5  q  W  H уст , м
B  5  0,935  7,04 15  48,1м
86
5.2.3. Конструкция скважинных зарядов
На руднике «Железный» применяется конструкция скважинного заряда со
сплошной колонкой заряда ВВ. Заряд в скважине может быть комбинированным, т.е.
может состоять из комбинации штатных и эмульсионных ВВ в различных сочетаниях.
В скважинах глубиной более 10 м устанавливаются два промежуточных
детонатора. Основной (нижний) ПД располагается в 0,5 м от забоя скважины.
Дублирующий (верхний) ПД устанавливается в верхней части заряда. Разница во
времени замедления между ними составляет 25 мс (рис.5.1).
Рис.5.1
При заряжании сухих скважин эмулитом марки ВЭТ 300 с применением
подающего
шнека
(заряжание
скважин
сверху)
устанавливается
следующая
последовательность операций:
1. Начало заряжания. Установка нижнего (основного) ПД на высоту 0,5 м от
забоя скважины.
2. Подача эмулита в скважину с помощью шнека и направляющего рукава.
3. Остановка заряжания скважины для установки верхнего (дублирующего) ПД.
4. Дозаряжание скважины до проектного уровня.
При заряжании скважины сверху с помощью подающего шнека допускается
установка сразу двух ПД (нижнего и верхнего) до начала подачи в скважину эмулита.
Общими требованиями при заряжании скважины, как с помощью шланга, так и с
помощью подающего шнека являются:
-
исключение
возможного
повреждения
шашки-детонатора
ПД
металлическим наконечником шланга;
87
-
исключение возможных повреждений волноводов ПД как самим
шлангом, так и падающими обломками горной породы со стенок скважины, вызванных
движением шланга в скважине;
-
исключение механического воздействия на верхний ПД подаваемым в
скважину эмулитом марки ВЭТ 300 (при заряжении шнеком).
В процессе заряжания должны быть приняты необходимые меры,
исключающие всплывание промежуточного детонатора или его смещение с места
установки под действием подаваемого в скважину эмулита ВЭТ или двигающегося
зарядного шланга.
Порядок и последовательность операций при работе СЗМ на блоке, не
связанных с размещением эмулита в скважине (подготовительные и заключительные
операции, отбор проб, переезды СЗМ на блоке и т.д.), регламентируются инструкциями
по эксплуатации СЗМ «Трейдстар» и инструкциями для водителей-операторов СЗМ.
5.2.4. Схемы взрывания. Монтаж взрывной сети.
За счёт комбинирования поверхностных соединительных блоков с различными
номиналами замедления при помощи неэлектрической системы инициирования
«Нонель» возможно получить разнообразные схемы инициирования скважинных
зарядов. Преимуществом системы «Нонель» является опережающее инициирование
поверхностной сети, которое обеспечивается за счёт больших внутрискважинных
замедлений. Поверхностные элементы сети и внутрискважинные трубки-волноводы
успевают сработать до того, как начнётся подвижка горной массы, что практически
исключает риск подбоя внутрискважинных трубок-волноводов и повреждение
поверхностной сети.
Основными схемами взрывания скважинных зарядов на руднике «Железный»
приняты
диагональная
(рис.5.2)
и
диагонально-врубовая
схемы
(рис.5.3)
с
коэффициентом сближения скважин равным 3,5. Соединения скважин при такой схеме
производится по сторонам ромбов шахматной сетки. При установке по сторонам ромба
поверхностных блоков с одинаковым замедлением скважины, расположенные по
длинной диагонали ромба, взрываются одновременно. Данная схема может быть
модернизирована путём установки поверхностных блоков с различным временем
замедления. В этом случае достигается разновременное взрывание скважин. Путём
подбора поверхностных замедлителей можно регулировать направление отбойки
горной массы и изменять коэффициент сближения скважин. Конкретный выбор
88
определяется конструкцией блока, заданным направлением отбойки и другими
условиями взрывания.
Рис.5.2
Рис.5.3
За счет комбинирования поверхностных соединительных блоков с различными
номиналами замедления при помощи неэлектрической системы инициирования
«Нонель» возможно получить разнообразные схемы инициирования скважинных
зарядов. Важным преимуществом систем типа «Нонель» является опережающее
инициирование поверхностной сети, которое обеспечивается за счет больших
внутрискважинных замедлений. Поверхностные элементы сети и внутрискважинные
трубки-волноводы успевают сработать до того, как начнется подвижка горной массы,
что практически исключает риск подбоя внутрискважинных трубок-волноводов и
89
повреждение поверхностной сети. В ходе опытно-промышленных взрывов с системой
«Нонель» были отработаны различные схемы инициирования с целью оптимального
решения технологических задач по подготовке горной массы к экскавации.
Основными схемами взрывания скважинных зарядов на руднике «Железный»
приняты диагональная и диагонально-врубовая схемы с коэффициентом сближения
скважин, равным 3,5. Соединения скважин при такой схеме производятся по сторонам
ромбов шахматной сетки. При установке по сторонам ромба поверхностных блоков с
одинаковым замедлением скважины, расположенные по длинной диагонали ромба,
взрываются одновременно. Данная схема может быть модифицирована путем установки поверхностных блоков с различным временем замедления. В этом случае
достигается разновременное взрывание скважин. Путем подбора поверхностных
замедлений можно регулировать направление отбойки горной массы и изменять
коэффициент
сближения
скважин.
Конкретный
выбор
схемы
определяется
конфигурацией блока, заданным направлением отбойки и другими условиями
взрывания.
При использовании СИ «Нонель» или других аналогичных систем для
производства взрывных работ следует придавать большое значение правильному
выбору схемы взрывания, тщательному проведению монтажа сети и контролю качества
монтажа каждого взрываемого блока.
Общие требования к монтажу сети.
Работы с неэлектрическими системами
инициирования с использованием
низкоэнергетических волноводов должны выполняться в соответствии с инструкциями
по их применению.
При работе с соединительными блоками SL или ε-клип системы «Нонель»
обязательно выполнение следующих правил:
1.
В каждый блок SL вставлять не более 5 трубок-волноводов, в каждый
блок ε-клип вставлять не более 8 трубок-волноводов.
2.
Прежде чем защелкнуть крышку блока SL, необходимо убедиться в том,
что все трубки правильно вставлены в паз. Последняя трубка не должна быть зажата
между зажимом крышки и пазом, когда крышка закрыта.
3.
Концы каждой трубки должны быть завязаны узлом.
4.
Не вставлять трубку-волновод и ДШ в один соединительный блок.
В
общем
случае
перед
соединением
поверхностных
блоков
с
внутрискважинными волноводами необходимо убедиться в отсутствии повреждений
90
волноводов в районе устья скважины, проверить трубки-волноводы соединительных
блоков. Запрещается применять соединительные блоки с поврежденными волноводами.
После подсоединения необходимо убедиться в отсутствии узлов и петель волновода
вокруг соединительного блока, что может привести к его подбою и отказу сети.
Запрещается располагать трубки-волноводы ближе 0,6 м от соединительных блоков.
Длина трубки-волновода между соединительными блоками должна быть не менее 0,6
м. Соединительные блоки должны подсоединяться как можно ближе к скважине.
Поверхностная сеть должна быть как можно короче, но без излишнего натяжения. Это
уменьшает риск повреждения волноводов и обеспечивает оптимальное замедление на
поверхности.
С целью уменьшения последствий возможных групповых или массовых отказов
необходимо монтаж
взрывной сети вести поперечными рядами
от последней
скважины поперечника (от последнего продольного ряда скважин к первому ряду),
последовательно соединяя поперечные монтажные ряды в продольный монтажный ряд
вдоль первого ряда скважин. Не рекомендуется вести монтаж рядами, параллельными
первому ряду скважин (монтаж продольными рядами). Исключением из этого правила
могут быть случаи, когда конфигурация блока сильно отличается от стандартной
формы.
Настоящая инструкция не предусматривает дублирования взрывной сети (по
типу схемы «Айтик»), так как опытно-промышленные взрывы не показали
эффективности схем дублирования.
При подсоединении трубки-волновода «Динолайн» к сети блока и при
соединении отрезков магистрали «Динолайн» необходимо соблюдение следующих
правил:
1. Соблюдать условия, исключающие попадание внутрь трубок-волноводов
влаги, снега, льда и грязи.
2. Применение «кембрика» допускается только для соединения отдельных
секций трубки-волновода «Динолайн» и с первым волноводом поверхностного
соединительного блока. Использование «кембрика» при монтаже поверхностных сетей
взрывных блоков категорически запрещается.
3. При соединении секций трубки-волновода «Динолайна» использовать
только сухие и чистые «кембрики».
4. Нельзя продувать ртом «кембрик» во избежание случайного попадания в
последний конденсата и слюны. В случае загрязнения «кембрика» или даже подозрения
на его загрязнение необходимо заменить его новым.
91
5. Хранить «кембрики» необходимо в отдельном чистом полиэтиленовом
пакете.
6. Отрезать концы «Динолайн» и волновода необходимо строго перпендикулярно с применением острого ножа и деревянной подставки, контролируя
отсутствие заусениц.
Интервалы замедления
В общем виде время замедления определяется величиной СПП между рядами
(диагоналями)
одновременно
механическими
свойствами
взрываемых
взрываемого
скважинных
массива
зарядов
(категория
и
физико-
взрываемости,
трещиноватость, плотность и т.д.) и оценивается из следующего соотношения:
Тзам
= W ×  t , мс
где W – величина СПП между рядами (диагоналями) одновременно взрываемых
скважинных зарядов, условно принимаемая как расстояние между рядами скважин, м;
 t – удельное замедление на 1 метр СПП, зависящее от физико-механических
свойств взрываемого массива, мс/ 1 метр СПП.
Исследования, выполненные «Нитро Нобель» (Бернс Ларсон), показали, что
оптимальные условия для дробления и формирования развала достигаются, если при
последовательном взрывании рядов (диагоналей) взорванная горная масса успевает
переместиться на 1/3 величины СПП ряда, прежде чем взорвется следующий ряд
(диагональ). Правильный выбор удельного замедления для конкретных условий
взрывания обеспечивает хорошее качество дробления, необходимые параметры развала
горной массы и проработку подошвы. В условиях рудника «Железный» значения
удельного замедления для пород различных категорий взрываемости могут колебаться
в широких пределах: 22,3 – 33,5 мсек./м СПП на рудах категории взрываемости V/VI и
35,6 – 44,0 мсек./м СПП на вскрышных породах III категории взрываемости.
Для расчётного блока
Тзам= W ×  t=7,04*30,5=214,7мсек
При использовании СИ «Нонель» риск повреждения поверхностной сети
осколками горной массы при взрыве скважин на блоке значительно снижен благодаря
опережающему инициированию сети за счет больших внутрискважинных замедлений.
Тем не менее, при использовании больших поверхностных замедлений возможно
создание условий, при которых осколки от взорвавшихся скважин могут опережать
инициирование поверхностной сети и вызвать ее отказ. Предварительная оценка
92
безопасности по фактору разлета осколков может быть выполнена по следующему
соотношению:
Тмакс. < 1000 ×
S
+ 475
V
, где Тмакс. – время замедления последней скважины на блоке согласно схеме
взрыва, мсек.;
S– кратчайшее расстояние между первой и последней взрываемыми скважинами
на блоке в плане, м;
V ─ скорость разлета осколков при взрыве, равная 50 м/сек;
475 ─ время замедления основного (нижнего) ПД, мсек.
Более точная оценка с учетом времени распространения инициирующего
сигнала по поверхностной сети волноводов может быть выполнена по следующему
соотношению:
n
 (l
n

tпов +
1
волн.
 3.6)
1
2100
< 1000 ×
S
+ tскв.,
V
, где n – количество замедлений по схеме от первой до последней скважины;
tпов. – номинальное время замедления поверхностных соединительных блоков
при длине волновода 3,6 м, мсек.;
S – кратчайшее расстояние между первой и последней взрываемыми
скважинами, м;
V
– средняя скорость полета осколков при взрыве, равная 50 м/сек;
tскв. – номинальное время внутрискважинного замедления, мсек.
Указанные соотношения могут быть использованы для проверки безопасности
поверхностной сети по фактору разлета осколков не только между первой и последней
взрываемыми скважинами, но и для любой пары скважин на блоке. Если указанные
соотношения
не
выполняются,
необходимо
уменьшить
время
поверхностных
замедлений или соответствующим образом изменить схему взрывания. Расчет безопасности поверхностной сети по разлету осколков должен выполняться во всех случаях,
когда есть сомнения в нарушении сети осколками.
5.3. Вторичное дробление пород
Вторичное дробление пород применяется:
-
при разделке негабаритов;
93
при рыхлении уплотненной породы в съездах, пройденных по взорванной
-
горной массе;
при ликвидации завышений подошвы и доведении горизонтов до проектных
отметок.
При разделке негабарита используются следующие способы:
а)
Взрывное дробление методом шпуровых и накладных зарядов;
б) Механические способы с использованием бутобоев различной конструкции
(гидромолоты зарубежного и отечественного производства и т.д.).
При ликвидации негабаритов взрывным способом в качестве шпуровых зарядов
используют патронированные ВВ. В качестве накладных зарядов используют
гранулированные
и
патронированные
ВВ.
Для
инициирования
используется
детонирующий шнур.
При вторичном дроблении пород в съездах, пройденных по взорванной горной
массе, съезд обуривается короткими скважинами диаметром 244,5 мм глубиной 2,5 – 3
м, в которых взрываются небольшие заряды ВВ массой 20 – 30 кг на скважину. В
отдельных случаях съезды обуриваются на полную глубину, при этом величина
перебура по 1 ряду принимается 2,0 м, по остальным рядам –1 м.
5.4. Основные мероприятия по обеспечению безопасности буровых
работ
1. Машинисты и помощники машинистов в своей работе должны строго
соблюдать нормы и требования настоящей Инструкции, "Инструкции по ТБ для
машинистов и помощников машиниста бурового станка СБШ-25О МН, (БТИРК-02-98,
утвержденной техническим директором Ковдорского ГОКа 23.12.98г.), инструкции по
эксплуатации станка бурового шарошечного типа СБШ – 250 МН, инструкции по
эксплуатации компрессоров ВК-11 (ВКМ-8/25, 7ВВ – 32/7).
2. Ежегодно проходить проверку знаний по правилам эксплуатации и технике
безопасности труда.
3. Обслуживающий персонал станка должен руководствоваться и соблюдать
требования действующих Правил эксплуатации электроустановок потребителей
(ПЭЭП), Межотраслевых правил безопасности при эксплуатации электроустановок
(МПБЭЭ), Инструкции по безопасной эксплуатации электрооборудования электросетей
на карьерах, утвержденным
“Перечнем работ при ежесменном обслуживании
электрооборудования”.
94
4. Должен быть обеспечен постоянный контроль и надзор за работой и
эксплуатацией буровых станков со стороны соответствующего персонала участка и
рудника.
5. Машинист бурового станка является старшим
в смене и несет
ответственность за соблюдение правил техники безопасности всеми членами бригады.
6. Перед пуском станка в работу машинист должен убедиться, что его
помощнику и другим присутствующим лицам не угрожает при этом опасность быть
травмированными.
7. Без разрешения машиниста станка запрещается посторонним лицам, кроме
лиц технического надзора, входить на станок, в кабину машиниста и находиться в
машинном отделении.
8. Машинист не должен оставлять станок во время его работы.
9. В нерабочее время станок должен быть отведен в безопасное место, кабина
заперта на замок и с питающего кабеля снято напряжение.
10. Во время работы станка ЗАПРЕЩАЕТСЯ нахождение людей около бурового
снаряда, под станком, а также находиться на мачте станка при его работе и
передвижении.
11. Включение и выключение рубильников и перенос питающего кабеля,
находящегося под напряжением, разрешается производить только с использованием
исправных
диэлектрических
перчаток
или
специальными
устройствами
с
изолирующими рукоятками. Запрещается переносить кабель на плечах.
12. Гибкий кабель, питающий буровой станок, должен прокладываться так,
чтобы исключалась возможность его примерзания, ударов и раздавливания кусками
горной массы, наезда на него транспортных средств. Кабель должен прокладываться
на "козлах", расстояние между которыми не более 10м, на обводненных участках
кабель должен быть поднят над поверхностью воды на высоту не менее 0,3м.
13. При передвижении станка нельзя допускать натяжения кабеля во избежание
порыва или выдергивания его из вводного устройства.
14. Ремонт питающего кабеля (переразделка концов) в карьере допускается
производить только после отключения его от КТП и разрядки от остаточных зарядов
путем наложения переносного заземления.
15. Хранение ГСМ в машинном отделении станка разрешается только в
закрытых сосудах или ящиках.
16. Осмотр всех движущихся частей станка должен производиться только при
полной остановке механизма.
95
17. Помощник машиниста должен выполнять все указания машиниста станка.
Следить за наличием и исправностью средств защиты и пожаротушения, инструмента,
содержать станок в чистоте и обеспечивать своевременную смазку его механизмов.
18. Всякое перемещение станка должно производиться после подачи звукового
сигнала.
19. Запрещается:
- при наращивании штанг и разборке бурового снаряда производить страгивание
штанги и долот при помощи электродвигателя;
- производить ремонт пневмо- и гидросистем под давлением;
- работать на станке при неисправных и с истекшим сроком поверки приборов
(манометры, вольтметры и др.);
- работать на станке при снятых или неисправных ограждениях ;
- при спуске или подъеме мачты находиться людям спереди или сзади станка;
- находиться под поднимаемым буровым инструментом;
- работать без средств индивидуальной защиты;
- пользоваться открытым огнем в машинном отделении.
20. Смазка и ремонт механизмов станка разрешается после полной его
остановки, выключенном главном автомате и отключении всех органов управления.
21. При обнаружении в забое не взорвавшегося заряда в шпуре, скважине, не
взорвавшихся патронов в породе или руде, взрывчатых материалов следует немедленно
прекратить работу и заявить об этом лицу технического надзора. Приступить к работе
следует только после получения разрешения от лица технического надзора.
22. При угрозе обрушения, обвала, оползня работу станка немедленно
прекратить, отвести его в безопасное место и сообщить лицу горного надзора.
23. В случае внезапного прекращения подачи электроэнергии на станок, органы
управления станком должны быть приведены в положение "ноль", все автоматические
выключатели должны быть выключены, кроме автомата освещения станка.
24. При несчастном случае с кем-либо из членов бригады машинист станка или
его помощник обязаны немедленно принять меры по оказанию помощи и сообщить
горному надзору.
24. Знание и выполнение требований настоящей Инструкции обязательно для
всех машинистов буровых станков и их помощников, специалистов бурового участка и
главных специалистов рудника.
96
5.5. Основные мероприятия по обеспечению безопасности взрывных
работ
1. Взрывные работы на руднике «Железный» проводятся в строгом соответствии
с
требованиями
«Единых
правил
безопасности
при
взрывных
работах»,
технологической инструкции по организации и ведению взрывных работ на руднике
«Железный», инструкции по безопасности труда рабочих, занятых на производстве ВР
и на работах, связанных с обращением с ВМ.
2. Взрывные работы на руднике «Железный» характеризуются специфическими
условиями их производства из-за близости к карьеру промплощадки комбината и
жилых зданий города Ковдора, и расположения в зоне горных работ рудного ДКК,
сооружений ЦПТ скальной вскрыши, системы водоотлива и энергообеспечения
карьера, технологических и хозяйственных автодорог, связывающих между собой цеха
комбината и объекты сторонних организаций.
3. Проведение взрывных работ и охрана опасных зон осложняются условиями
Крайнего Севера. Короткое светлое время суток (2-3 часа) в зимнее время (ноябрь,
декабрь, январь, февраль) ограничивает благоприятное время проведения взрывов и
эффективной охраны опасной зоны.
4. Близость к карьеру города Ковдора налагает определенные ограничения на
производство массовых взрывов при неблагоприятных метеоусловиях (НМУ)
(направление ветра на город, величина инверсии), так как продукты пылегазового
облака после взрыва частично выпадают на территорию города, а инверсия
существенно увеличивает воздействие ударно-воздушных волн на здания и сооружения
промплощадки и города.
Наличие в составе
руд месторождения отдельных участков с рудами
аномальной зоны (АЗ) при взрывании скважин в АЗ может вызвать временное
превышение допустимой концентрации α
активных радионуклидов в пылегазовом
облаке.
С целью уменьшения влияния выбросов вредных веществ на город при
производстве взрывных работ разработаны «Специальные мероприятия при ведении
взрывных работ на карьере рудника «Железный»,
которыми предусмотрены
технические и организационные меры при производстве массовых взрывов в НМУ.
Мероприятия согласованы с Ковдорским комитетом экологии и санэпидемнадзором.
5.
Близость зданий и сооружений
промплощадки комбината к месту
производства ВР налагает жесткие условия и определенные ограничения на
проектирование и производство ВР.
97
Расчет сейсмобезопасных параметров БВР выполняется в соответствии с
«Инструкцией по обеспечению сейсмической безопасности зданий и сооружений
промплощадки и г. Ковдора при ведении БВР на карьере рудника «Железный».
Сейсмическая безопасность сооружений в карьере (рудный ДКК, ЦПТ скальной
вскрыши) рассчитывается и обеспечивается на основе «Инструкции по обеспечению
сейсмической безопасности ДКК на карьере рудника «Железный».
Сейсмобезопасность строящихся в карьере сооружений (II очередь РДКК и др.)
обеспечивается в соответствии с «Инструкцией по сохранности твердеющего бетона
при взрывных работах на карьере рудника «Железный».
Критерием сейсмической безопасности охраняемых сооружений является
допустимая скорость смещения грунта при массовом взрыве. Время твердения бетона,
марка бетона и мероприятия (технология) после укладки бетона напрямую влияют на
набор прочности бетонных конструкций строительных сооружений.
6. Оцепление, охрана опасной зоны и вывод людей из цехов и зданий,
расположенных на промплощадке, выполняются в соответствии с «Инструкцией о
порядке оповещения, вывода и укрытия людей, организации оцепления и охраны
опасной зоны на промплощадке при производстве ВР на руднике «Железный».
7. При проектировании и производстве массовых взрывов на руднике
«Железный» особенно жесткие условия необходимо выдержать по действию ударных
воздушных волн (УВВ) на здания и сооружения промплощадки и города Ковдора.
Критерием безопасности зданий гражданского и промышленного назначения принята
сохранность остекления.
Сооружения
рудного
ДКК,
ЦПТ
скальной
вскрыши,
находящиеся
в
непосредственной близости от массовых взрывов, а также жилые здания города и
сооружения промплощадки защищаются от воздействия УВВ при ВР в соответствии со
специальными мероприятиями, изложенными в «Инструкции по определению радиуса
опасной зоны действия ударных воздушных волн на здания и сооружения
промплощадки и г. Ковдора при производстве ВР на руднике «Железный
Наиболее эффективными техническими мероприятиями для сокращения
воздействия УВВ при ВР являются применение грунтовой забойки, выбор направления
отбойки, увеличение интервала замедления и др.
8. На стадии бурения и проектирования взрывов каскадных блоков необходимо
выполнять следующие условия:
-
во
всех
случаях
производить
взрывание
блоков
в
восходящей
последовательности;
98
-
за счет регламентирования объема буровых работ предусматривать
взрывание блоков в восходящем порядке, как правило, после окончания детонации
нижележащего блока;
-
во всех случаях при каскадном взрывании производится расчет интервала
времени между детонацией смежных блоков, интервал времени должен с запасом
исключать возможность повреждения взрывной сети, результаты расчетов заносятся в
проект взрыва;
9. Взрывание скважинных зарядов производится по проектам, составляемым на
каждый взрыв. Взрывание шпуровых или накладных зарядов для дробления негабарита
или ликвидации завышений или недоборов производится по паспорту буровзрывных
работ.
При взрывании негабаритов не требуется составления распорядка взрыва.
10. Персонал рудника «Железный», осуществляющий взрывные работы и
непосредственно участвующий в подготовке взрыва, должен быть ознакомлен под
подпись с технической документацией (проектом, паспортом) на взрыв.
11. Все лица, занятые на взрывных работах, должны быть проинструктированы
руководителем взрывных работ о свойствах и особенностях применяемых ВМ и
аппаратуры, а также о мерах предосторожности при обращении с ними. Такой же
инструктаж проводится при применении новых ВМ.
12. Руководство взрывными работами в смене осуществляет горный мастер
участка взрывных работ, который несет персональную ответственность за обеспечение
безопасной организации ВР на смене, за точное соблюдение проекта и паспорта БВР, за
соблюдение персоналом порядка хранения, учета, расходования и транспортирования
ВМ, за отчетность взрывников и за правильность данных о расходовании ВМ.
13. При подготовке массовых взрывов на руднике «Железный» с начала завозки
ВМ и на период заряжания устанавливаются запретные зоны, в пределах которых
запрещается находиться людям, не связанным с заряжанием скважин. Размеры
запретной зоны определяются проектом в зависимости от горно-технических условий и
конкретной организации работ и должны составлять не менее 20 м от ближайшего
заряда. Запретная зона распространяется как на рабочую площадку того уступа, на
котором проводится заряжание, так и на ниже и выше расположенные уступы.
Запретная
зона
на
уступе
обозначается
красными
флажками
и
другими
отличительными знаками.
14.
Дублирования
участковой
и
магистральной
взрывной
сети
при
использовании неэлектрических систем инициирования не производится. При
99
взрывании скважин глубиной более 15 м выполняется дублирование скважинных
детонаторов, кроме скважин с короткой колонкой заряда (не превышающей по длине
двух перебуров), где допускается устанавливать один ПД в нижней части скважин.
15.
Инициирование смонтированной взрывной сети при использовании
неэлектрической системы «Нонель» производится от источника инициирования –
взрывной машинки «Диностарт».
16. Допускается боевой узел располагать в пределах опасной зоны в блиндаже,
при этом блиндаж должен располагаться не ближе 400 м от взрываемого блока и с
учетом направления ветра таким образом, чтобы взрывник не попал в зону факела
пылегазового облака. Использование блиндажей допускается.
Запрещается использовать в качестве укрытия карьерное оборудование (буровые
станки или ковш экскаватора, а также здание ДПУ в карьере.
17. Меры безопасности и порядок вывода из опасной зоны дежурного персонала
карьерной станции водоотлива предусмотрены «Инструкцией по обеспечению
безопасности и порядка вывода из опасной зоны при производстве взрывных работ
дежурного персонала карьерной станции водоотлива» (приложение 26).
18. Запрещается производить взрывные работы при недостаточном освещении, в
темное время суток – без искусственного освещения рабочего места и опасной зоны.
19. Поверхность у устья скважины при заряжании должна быть очищена от
обломков породы, буровой мелочи, посторонних предметов и т.д.
20. Все ВМ, применяемые на взрывных работах на руднике «Железный»,
должны подвергаться испытаниям в целях определения их пригодности для хранения и
применения. Испытания должны проводиться согласно требованиям стандартов,
технических условий (инструкций, руководств по применению) на соответствующие
ВМ, а также инструкции «Контроль качества непредохранительных ВМ на складе ВМ
рудника «Железный» ОАО «Ковдорский ГОК».
Запрещается
применять
ВМ
с
истекшим
гарантийным
сроком
без
предварительных испытаний.
21. При взрывании накладных зарядов необходимо размещать их так, чтобы
взрыв одного из них не нарушил соседние заряды. Если это сделать не представляется
возможным, взрывание проводится одновременно.
22. При взрывании шпуровых и наружных зарядов для разделки негабаритных
кусков на развалах заряжание и монтаж взрывной сети разрешается выполнять только
сверху вниз.
100
23. Мероприятия по предупреждению, обнаружению и ликвидации отказавших
зарядов изложены в специальной инструкции.
24. Допуск рабочих в карьер разрешается после получения ответственным
руководителем массового взрыва сообщений о проведении контроля состояния
атмосферы
карьера
в
соответствии
с
действующей
инструкцией,
снижении
концентрации ядовитых продуктов взрыва в воздухе до установленных норм, но не
ранее чем через 30 мин. после взрыва.
25.
Охрана
ВМ
на
заряжаемых
блоках
выполняется
силами
отдела
вневедомственной охраны (ОВО) при Ковдорском районном отделе внутренних дел и в
соответствии с действующей инструкцией взрывниками или рабочими других участков
рудника «Железный», допущенными к обращению с ВМ. Рабочие участка рудника,
привлекаемые к охране блоков, должны быть проинструктированы начальником или
горными мастерами взрывного участка.
26. Охрана складов ВМ на комбинате возлагается на начальника ОВО при
Ковдорском РОВД,
который
является персонально ответственным лицом за
осуществление пропускного режима и организацию охраны складов ВМ и заряжаемых
блоков в карьере.
Охрана складов ВМ на комбинате производится на основе «Инструкции о
порядке охраны складов ВМ».
5.5.1. Расчет безопасных расстояний по разлету осколков
Радиус опасной зоны по разлету отдельных кусков породы для людей при
взрывании скважинных зарядов определяется по расчетным формулам п.п. 1-3 раздела
VIII
«Единых
правил
безопасности
при
взрывных
работах».
Окончательно
принимаемое при этом безопасное расстояние не должно быть меньше минимальных
расстояний, указанных в приложении 1, табл. 4 ЕПБ при ВР. Безопасные расстояния от
места взрыва до механизмов, зданий, сооружений определяются в проекте взрыва с
учетом конкретных условий.
Радиус зоны, опасной для людей по разлету кусков породы при взрывании скважинных
зарядов рыхления
rр = 1250 · з
rр = 1250 ·0,8
f
l   заб

d
, м (5.8.)
a
16 0,252

= 537 м
11 7
101
з = lз / lскв; з =
14,5
 0,8
18,8
заб = lзаб / lн; заб =
, где
3,5
1
3,5
rр – расстояние безопасное для людей по разлету кусков
породы при взрыве на ровной поверхности;
заб – коэффициент заполнения скважин забойкой, заб=1;
з - коэффициент заполнения скважин взрывчатым веществом, з=0,8;
f–
коэффициент
крепости
пород
по
шкале
профессора М.М.
Протодьяконова, f=16;
d – диаметр взрываемой скважины, м, d=0,252 м;
а – расстояние между скважинами в ряду, м, а=7 м;
lз – длина заряда в скважине, м, lз=14,5 м;
lскв – глубина скважины, м, L=18,8 м;
lзаб – длина забойки, м, lзаб=4,35 м;
lн – длина свободной
от
заряда верхней части скважины, м, lн=4,35 м;
Расчетный проектный радиус опасной зоны для людей по разлету кусков породы
при взрыве (Rрб) округляется в большую сторону до значения, кратного 50 м. и
принимается равным:
Rрб = 550 м
Радиус опасной зоны по разлету кусков породы при взрывах для механизмов, зданий и
сооружений
При принятых проектных параметрах взрывания скважинными зарядами радиус
опасной зоны по разлету кусков для оборудования и сооружений определен по
методике, предусмотренной в «Технических правилах ведения взрывных работ в
энергетическом строительстве» (согласованых Госгортехнадзором России 20.01.97, №
08-10/42), раздел 8.2., п.п. 8.2.1.-8.2.5.
rр.с. = 170 · ку
где:
qН
l
,м
(5.9.)
заб
rр.с. – радиус опасной зоны для сооружений;
ку – коэффициент условий короткозамедленного взрывания, (при двухрядном КЗВ ку = 0,9; при поскважинном КЗВ - ку = 0,75; при многорядном КЗВ - ку = 1,0);
q – удельный расход ВВ, кг/м3, q=0,94 кг/м3;
Н – высота уступа, м, Н =15 м;
102
lзаб – длина забойки, м, lзаб =4,35 м.
При поскважинном КЗВ:
rр.с.= 170·0,75
1,0  15
 220, - принимаем 250 м;
4,35
При многорядном КЗВ:
rр.с.= 170·1,0
1,0  15
 335, - принимаем 350 м;
4,35
rр.с.= 170·0,9
1,0  15
 297, - принимаем 300 м;
4,35
При двухрядном КЗВ:
Для уменьшения дальности разлета кусков породы в сторону охраняемых объектов
необходимо ориентировать направление отбойки при использовании различных схем
КЗВ в противоположную сторону от объектов. Необходимо также учитывать силу
ветра в направлении охраняемых объектов.
5.4.2. Расстояния безопасные по действию сейсмовзрывных волн
Сейсмическая безопасность зданий и сооружений при взрывах предполагает
отсутствие повреждений, нарушающих нормальное их функционирование.
Расстояние, на котором колебания грунта, вызываемые взрывом, становится
безопасным для зданий и сооружений, определяется по методике ПБ 13-407-01, глава
VIII, п.4:
rс =
где:
К r  Кс 
4
N
3 Q ,
(5.10.)
rс – расстояние от места взрыва до охраняемого здания и сооружения, м;
Кг, Кс, α – коэффициенты свойств, типов сооружений, условий взрывания (ПБ 13-40701, глава VIII); Кг=8; Кс=1,5; α=1;
N – количество групп зарядов, N=4;
Q – общая масса взрываемых зарядов, кг, Q=50000;
rс =
8  1,5  1 3
 50000 =313, - принимаем 350 м.
4
4
Для жилпоселков при Кс=2:
rс =
8  2 1 3
 50000 = 417, - принимаем 450 м.
4
4
103
5.4.3. Радиус опасной зоны по действию ударной воздушной волны (УВВ)
Определение радиуса опасной зоны по действию ударной воздушной волны
(УВВ) на застекление зданий и сооружений при взрывании скважинных зарядов
рыхления, произведено по методике, изложенной в ПБ 13-407-01, глава VIII, п.5 на
основании данных, приведенных в настоящем проекте.
Qэ, м; при 2 ≤ Qэ < 1000 кг
rв = 65
Qэ = 12Рdсквк3N+ Qдш, кг
Rв = rв · кt · ккзв  кгр, м
где: Qэ – эквивалентная масса заряда,
Qдш – суммарная масса ВВ в сети ДШ, кг;
Р – вместимость 1 м скважины, кг, Р=57,3 кг;
d – диаметр скважины, м, d=0,252 м;
N – количество зарядов в одной группе, N=14;
к3 – коэффициент, зависящий от соотношения длины забойки и диаметра
скважины, к3=0,002;
rв – радиус опасной зоны по действию УВВ по эквивалентной массе заряда, м;
кt – коэффициент, учитывающий производство взрывных работ при отрицательной
температуре воздуха кt = 1,5;
ккзв – коэффициент, зависящий от интервалов замедления при КЗВ, ккзв =1,5;
кгр - коэффициент, учитывающий
группу пород для гранитов Х гр., кгр =1,5;
Rв – расчетное значение радиуса опасной зоны по действию УВВ на застекление с
учетом отрицательных температур воздуха и интервалов замедления при КЗВ.
Qдш = Lдш · 0,012,
Lдш= к ·(а·Nскв+2·в·n),
где: Lдш – длина поверхностной сети ДШ, м;
0,012 кг – вес ВВ в 1 м ДШ;
n – количество групп в блоке, n=4;
к - коэффициент, учитывающий непредвиденные расходы ДШ, к=1,1;
а = 6 м; в= 6 м – расстояние между скважинами в ряду;
Nскв – количество скважин в блоке, Nскв =100
Lдш =1,1·(6 ·100 + 2·6·4) = 690 м;
Qэ = 12 · 45 · 0,252 · 0,002 · 25 + 690·0,012 = 15,1 кг;
Qдш = 690 · 0,012=8,3 кг;
rв = 65 · 15,1 = 253 м;
104
Rв = 253 · 1,5 · 1,5 =567, - принимаем 600 м;
Rв в зимнее время Rв=567·1,5 = 850 м;
Исходя из приведенных расчетов (радиуса опасной зоны по разлету отдельных
кусков породы, от сейсмического воздействия и по действию ударной воздушной
волны), за безопасное расстояние принимается наибольшее из установленных значений
по поражающим факторам, равное при взрывании зарядов диаметром 252 мм - 600 м
и в зимнее время - 850 м.
105
6. Автоматизированная система управления комплексом ЦПТ
скальной вскрыши
Все управление механизмами ЦПТ сведено в единую схему и осуществляется из
помещения операторной, расположенной на отм.+272 м.
Технические средства верхнего уровня расположены в ЦПУ, оснащенном
пультом управления с интегрированной мозаичной мнемосхемой, компьютером с
монитором и программируемым контроллером. Все действия оператора по управлению
дробильно-конвейерным комплексом в автоматическом дистанционном режиме
осуществляются с пульта управления. На мозаичной мнемосхеме изображена
стилизованная схема комплекса, которая дублируется на мониторе компьютера. Это
дает возможность постоянного оптического отображения процесса дробления и
транспортировки скальной вскрыши. Индикация отдельных режимов работы или помех
отличаются по цвету.
Оператор ЦПУ осуществляет следующие действия:

Пуск
и
остановка
конвейеров
в
направлении,
соответствующем схеме блокировочных зависимостей.

Автоматическое включение предпусковой
звуковой
сигнализации до начала запуска первого механизма и отключение ее после окончания
запуска последнего в цепи механизма.

Автоматическое
отключение
механизмов,
расположенных перед аварийно остановившимся механизмом в транспортной цепочке.

Контроль работы и отключения всех механизмов
конвейерного комплекса и взаимосвязь с ДПУ.

Выбор
оптимальной
скорости
движения
полотна
пластинчатого питателя.
6.2. Транспортная линия ЦПТ состоит из трех дробильно-перегрузочных узлов
и конвейеров П2, М1, М2, Т, ПК. Рядом с каждой приводной станцией расположено
электропомещение на понтонах, у торцевого конвейера это помещение находится на
приводной станции. Для реализации задач управления применяется трехуровневая
система сбора и обработки информации (нижний, средний и верхний).
На каждом конвейере установлены:
6.2.1
Местный пункт управления конвейером, с помощью которого
осуществляются следующие операции:
106

Блокирование работы конвейера.

Выбор режима работы конвейера: - дистанционный, с
ЦПУ или местный, со вспомогательным приводом.

Работа конвейера в местном режиме.
6.2.2 Пульт управления для натяжения и ослабления ленты.
6.2.3 С помощью технических средств нижнего и среднего уровней на
конвейерах осуществляется:

Выбор режима управления – автоматический или
местный.

Автоматическое
включение
предпусковой
сигнализации.

Контроль уровня транспортируемого материала в
местах перегрузки.

Контроль уровня конуса на загрузочном складе и
положение ПК.

Контроль
положения
высоковольтных
ячеек
и
пусковых устройств конвейеров.

Контроль скорости и пробуксовки ленты.

Контроль
срабатывания
конечных
Контроль
температуры
подшипников
выключателей,
датчиков схода ленты.

двигателей
конвейеров.

Контроль натяжения ленты.

Передача
данных
о
состоянии
механизмов
в
контроллер ЦПУ.
Автоматизированное управление ДПУ.
ДПУ управляются контроллерами (техническим средством второго уровня),
установленными в электропомещении, на которые поступает информация о состоянии
механизмов ДПУ с технических средств контроля нижнего уровня (датчики,
исполнительные механизмы и т.д.). С помощью технических средств
нижнего и
среднего уровня на ДПУ осуществляется:
107

Выбор
режима
управления
механизмами
(автоматический или местный).

Пуск и остановка механизмов.

Контроль нижнего уровня материала в приемных
бункерах.

Автоматическое
включение
предпусковой
сигнализации.

Автоматическое
отключение
всех
механизмов,
расположенных перед аварийно остановившимся механизмом.

Контроль уровня в течках дробилок.

Контроль работы и отключения всех механизмов ДПУ
в случае остановки конвейера П2.

Контроль
состояния
конечных
выключателей,
установленных на ограждениях приводных станций механизмов ДПУ.

Контроль
состояния
кабель-тросовых
аварийных
выключателей и датчиков схода ленты.

Контроль температуры подшипников дробилок.

Контроль тока статора дробилки.

Контроль состояния высоковольтных ячеек и пусковых
устройств двигателей дробилок.

Выбор оптимальной скорости полотна питателя в
зависимости от количества материала в пасти дробилки и тока статора двигателя
дробилки.

Передачу
данных
о
состоянии
механизмов
в
контроллер ЦПУ.
Выбор оптимальной скорости полотна пластинчатого питателя осуществляется
посредством преобразователя частоты ACS 604 (производитель ABB ACC GmbH
Industrietechnik,
Cottbus),
который
обеспечивает
наилучшие
характеристики
регулирования электродвигателя переменного тока. Будучи первым приводом
переменного тока, использующим принцип прямого регулирования вращающего
момента, преобразователь ACS 604 точно регулирует скорость и вращающий момент
асинхронного электродвигателя с короткозамкнутым ротором без применения
обратной связи с помощью кодирующего устройства или тахогенератора. Пульт
108
управления преобразователя ACS 604 представляет собой пользовательский интерфейс
для контроля и настройки параметров и для управления работой.
Идентификация электродвигателя. Непревзойдённые характеристики режима
прямого
регулирования
крутящего
момента
основаны
на
точной
модели
электродвигателя, которая определяется во время запуска. При первой подаче команды
«Пуск» автоматически производится быстрая идентификация электродвигателя. Во
время первого запуска электродвигатель в течении нескольких минут намагничивается
при нулевой скорости, что обеспечивает построение модели электродвигателя.
Регулировка скорости. Для таких применений, где требуется избегать некоторых
скоростей или диапазонов скоростей электродвигателя, что обусловлено, например,
явлениями механического резонанса, предусмотрена функция критических скоростей.
Преобразователь ACS 604 позволяет устанавливать до трёх различных скоростей или
диапазонов скоростей, которые будут пропускаться во время работы. Каждая установка
критической скорости даёт возможность пользователю определять верхний и нижний
пределы скорости. Если опорный сигнал скорости требует, чтобы преобразователь ACS
604 работал в данном диапазоне скоростей, то функция критических скоростей заставит
преобразователь работать на нижнем (или верхнем) пределе до тех пор, пока опорный
сигнал выйдет из критического диапазона. При разгоне/торможении электродвигатель
проходит через диапазон критических скоростей в соответствии с заданной формой
участка разгона или торможения.
В преобразователе ACS 604 можно предварительно задать 15 постоянных
скоростей. Постоянные скорости выбираются с помощью цифровых входов.
Включение постоянной скорости отменяет внешнюю опорную скорость.
Во
время
идентификационного
прогона
электродвигателя
происходит
автонастройка регулятора скорости преобразователя. Однако можно отрегулировать
коэффициент усиления, время интегрирования и время дифференцирования вручную
или же дать возможность преобразователю выполнить отдельный цикл автонастройки
регулятора скорости. Во время такого цикла электродвигатель заставляют выполнить
серию поворотов, во время которых происходит настройка регулятора скорости в
зависимости от нагрузки и моментов инерции электродвигателя и приводимого им
оборудования.
Статическая ошибка регулирования скорости обычно составляет от ±0,1 до ±0,5
% от номинальной скорости электродвигателя и является вполне приемлемой
промышленного применения. Если требуется более точное регулирование скорости,
можно установить импульсный датчик. В этом случае статическая ошибка
109
регулирования
скорости
обычно
равна
±0,01%
от
номинальной
скорости
электродвигателя.
Диагностика. Предусмотрено несколько сигналов фактических значений
следующих параметров:

частота, ток, напряжение и мощность на выходе преобразователя;

скорость и крутящий момент электродвигателя;

напряжение питающей электросети и напряжение (постоянного тока)
промежуточной схемы;

активные пункты управления (местное/внешнее1/внешнее2);

опорные величины;

температура преобразователя;

счётчик рабочих часов (ч), счётчик электроэнергии (кВт-ч)
с дисплея пульта управления можно одновременно считывать три сигнала.
Архив неисправностей содержит информацию о 64 последних неисправностей,
обнаруженных преобразователем (16 остаются в памяти и после отключения питания).
Неисправности показываются на экране в текстовом формате вместе с общим времен, в
течении которого на преобразователь подаётся питание.
Весовой учёт производительности комплекса осуществляет Accumass BW100 ─
микропроцессорный интегратор, разработанный для пользования с конвейерными
весами. Сигналы скорости и нагрузки от конвейера и, соответственно, весов
обрабатываются, чтобы получить текущий поток и суммарную массу перемещённого
груза. Первичные значения скорости и груза, и производимые значения потока
суммарной массы могут быть отражены на дисплее BW100 или выданы по токовой
петле в форме аналогового токового сигнала, сигнала реле и сигнала удалённого
сумматора.
BW100 может передавать данные удалённому контроллеру или компьютеру по
токовой петле через преобразователи BIC-2, CVCC-2 (Milltronics) или через их аналоги.
Он также совместим с интерфейсом Milltronics Dolphin для связи с удалённым
компьютером с целью настройки прибора и модернизации программного обеспечения.
Данные по весовому учёту ─ мгновенной нагрузке, часовой нагрузке, скорости ленты ─
передаются на удалённый компьютер, расположенный в операторной гор.+272, оттуда
информация через модем поступает на рабочий компьютер начальнику участка и
начальнику цеха.
Особенности BW100:

жидкокристаллический дисплей;
110

два контакта удалённого сумматора;

наличие адаптера для связи по токовой петле;

совместимость с интерфейсом Dolphin;

программируемое реле;

изолированный токовый выход;

линеаризация потока;

настройка с клавиатуры и с компьютера;

автоматизированная коррекция ноля.
Рис.6.1
нагрузка
скорость
BW100
количество
материала




Спецификация BW100:
Питание: 220-230 В переменного тока (рекомендуется источник бесперебойного
питания). Частота: 50/60 Гц; Мощность:15 Вт.
Окружающая среда:
установка наружная
температура от -20 до 50°С
уровень загрязнения 4
относительная влажность любая
степень защиты от проникновения пыли и твёрдых тел ─ IP65
111
Корпус: сплав полипропилена;
электронная часть в герметичном отсеке.
Дисплей: жидкокристаллический, 38х100 мм;
Память: программа хранится в энергонезависимой памяти (FLASH), параметры
сохраняются в энергонезависимой памяти (EEPROM), обновление через интерфейс
Dolphin.
Связь: биполярная токовая петля и интерфейс Dolphin.
Расчёт текущей производительности и суммарного количества материала,
прошедшего через весы осуществляется на основе значений погонной нагрузки и
скорости. Измерение погонной нагрузки на ленте осуществляется по сигналу датчиков
веса. Измерение мгновенной скорости осуществляется по сигналу датчика скорости,
либо скорость может считаться постоянной величиной, что существенно снижает
точность измерений на реальном конвейере.
Функция суммирования основана на внутреннем сигнале потока (масса в
единицу времени), пропорциональном скорости ленты и нагрузке в конвейерных весах.
Сигнал потока определяется несколько раз в секунду, чтобы точно высчитать массу
перенесённого материала. В энергонезависимой памяти прибора хранится масса
материала, прошедшего через весы с момента последнего обнуления сумматора
оператором. BW100 обеспечивает два независимых внутренних сумматора (значение
каждого из них хранится в энергонезависимой памяти) и два выхода для внешних
сумматоров. Дабы избежать суммирования материала при низком уровне потока
устанавливается предел в процентах от номинального значения потока. Ниже этого
предела суммирование не производится. Когда материальный поток возвращается к
норме (выше предела) суммирование возобновляется.
Связь осуществляется посредством последовательного порта, работающего по
стандарту «Токовая петля». Это обеспечивает связь на значительных расстояниях, а
подключение следует производить через адаптеры Milltronics CVCC, BIC-2 или
адаптеры сторонних производителей (рис.6.2).
112
Рис.6.2

BIC-2 или
СМСС
BW100
Перечень устройств контроля и автоматики участка ЦПТ.
Табл.6.1
№
Контролируемые параметры
1
1
2
Контроль нижнего уровня горной массы в
приемных бункерах, нижней течки Д3
Место установки
Колво
3
Пл.
4
питатели №1; 2;
3
Тип устройств
контроля и
автоматики
5
« vegator »
272,273
3.
2
3
Контроль завала зева щековых дробилок
СМД-117Б
Контроль завала нижней течки
дробилок СМД-117Б №1,2
4
5
6
Контроль температуры подшипниковых
узлов дробилок
Контроль
температуры
подшипников
привода
дробилок
Контроль тока статора двигателя
В зеве СМД-117Б
№1; 2; 3.
В нижней течке
СМД-117б
3
2
« vegator »
272,273
СНР-133
СМД-117 №1,2,3.
12
ТСП
Привод СМД-117
№1,2,3.
6
ТСМ
ПСУ-0,4кВ
1
Е854
ПСУ-0,4кВ; ЦПУ
3
Проконтик
Электропомещен
ие П2; ЦПУ
ПСУ-0,4кВ; ЦПУ
1
Проконтик
1
Проконтик
дробилки
7
8
9
Контроль работы и отключения
всех
механизмов ДПП
Контроль работы и отключения конвейера
П2.
Контроль состояния высоковольтной ячейки
и пускового устройства (УПТФ) двигателя
дробилки
113
Продолжение табл.6.1
10
11
12
Контроль
срабатывания
конечных
выключателей
ограждений дробилки
и
уборочного конвейера
Контроль скорости уборочного конвейера.
Контроль срабатывания кабель-троссовых,
аварийных выключателей и датчиков схода
ленты уборочного конвейера.
13
ПСУ-0,4кВ; ЦПУ
1
Проконтик
Конвейер
просыпи
ПСУ-0,4кВ
1
БКВ
1
Проконтик
ПСУ-0,4кВ
1
ACS-604
2
СУР
Выбор оптимальной скорости полотна
пластинчатого питателя.
14
Контроль уровня верхней течки Д1, Д2, Д3
Верхняя
течка Д1, Д3
15
Пуск и останов конвейеров в направлении
обратном транспортированию г/м
16
Контроль уровня
транспортируемого
материала в местах перегрузки.
Автоматическое включение предпусковой
сигнализации до начала запуска первого
механизма и отключение её после окончания
запуска последнего по пуску механизма
Автоматическое ( в случае остановки одного
из конвейеров) одновременное отключение
всех конвейеров, транспортирующих груз на
остановившийся.
Контроль уровня конуса на загрузочном
складе и положение конвейера ПК.
Контроль работы и
отключения всех
механизмов конвейерного комплекса и
взаимосвязь с ДПУ.
Контроль состояния высоковольтных ячеек
и
пусковых
устройств
двигателей
конвейеров.
17
18
19
20
21
22
23
24
Контроль
срабатывания
конечных
выключателей, аварийных выключателей,
датчиков схода лент.
Контроль скорости и проскальзывания лент.
Контроль температуры
двигателей конвейеров.
подшипников
Электропомещен
ие
конвейеров;
ЦПУ
Перегрузочные
узлы
Электропомещен
ие
конвейеров;
ЦПУ
Проконтик
4
Электропомещен
ие
конвейеров;
ЦПУ
Конвейер ПК
« vegator »
272,273
Проконтик
Проконтик
1
ЦПУ
« vegator »
272,273
Проконтик
Электропомещен
ие
конвейеров;
ЦПУ
Электропомещен
ие
конвейеров;
ЦПУ
Отклоняющий
барабан
Электродвигатели
конвейеров
Проконтик
Проконтик
ЕДО
12
ТСП
Измерительные устройства Vegator 272/273 ─ микроволновый барьер может
использоваться для бесконтактной регистрации минимальных и максимальных
предельных уровней сыпучего материала и жидкостей в хранилищах или закрытых
ёмкостях.
Особенно
хорошо
поддаются
измерению
материалы,
обладающие
электропроводностью.
Данное устройство состоит из:
микроволновый излучатель Vegator 273 с зажимами для подсоединения к сети;
114
микроволновое
приёмное
устройство
Vegator
272
с
зажимами
для
подсоединения к сети, зелёной контрольной сетевой лампочки, переключатель
чувствительности,
уравнивающим
потенциометром,
жёлтым
светодиодом
для
индикации уравнивания, выходным реле, зажимами для выходного реле.
Принцип действия. Принцип измерения микроволнового барьера идентичен
принципу фоторелейного барьера. Излучатель подаёт поляризованный микроволновый
сигнал частотой 5,8 ГГц. Часть поглощается или отражается веществами находящимися
на линии передачи сигнала. В результате этого в приёмное устройство поступает
ослабленный сигнал. При неослабленном сигнале выходное реле притягивается,
жёлтый светодиод не светится. Если материал попадает в поле микроволнового луча,
выходное реле отпускается, жёлтый светодиод светится. Режим работы должен быть
настроен так, чтобы при исчезновении напряжения в сети не выполнялись
нежелательные функции включения (безопасная схема цепи тока покоя).
Место установки прибора должно по возможности находится в зоне не
подверженной вибрации.
Procontic T200 от ABB AAC GmbH.
Всё
управление
комплексом
ЦПТ
осуществляется
с
помощью
электроконтроллера Procontic T200, который представляет собой универсальносборный программируемый автомат среднего класса. Диапазон применения─от
небольших до весьма объёмных задач по автоматизации. Программирование
осуществляется с IBM-совместимыми компьютерами. Средства программирования
высокопроизводительные, что даёт возможность наглядной и комфортной разработки
программ, их настройку прямо на технологию в реальном масштабе времени, а также
обеспечивает простоту хранения и формирования документации. Каждый контроллер
Т200 состоит из модульной конструкции, в которую входит блок питания, процессор,
модуль связи, вход/выход аналоговых и цифровых модулей. Т200 можно расширить за
счёт добавления локальных расширяющих блоков, находящихся на расстоянии до 1
километра и включения в сеть.
В операторной ЦПУ располагается головной Т200, куда стекается вся
информация от остальных локальных Т200, и затем информация выводится на монитор
компьютера оператора ЦПУ. Визуализация технологии через персональный компьютер
позволяет осуществить программное обеспечение Wizcon фирмы PC Soft. Каждый
процессор имеет жёсткую память RAM.
115
Т200 предназначен для монтажа в распердщите. Не нуждается в охлаждении или
принудительной вентиляции, выдерживает колебания питания, температур, влажности.
В электродвигателях приводов конвейеров и дробилок используется устройство
пускового
тиристорного
УПТФ.
Устройство
предназначено
для
плавного
бесступенчатого пуска электродвигателей с фазным ротором мощностью до 600 кВт, а
также для работы на пониженной скорости с нагрузками по току ротора не более 700 А.
Устройство может использоваться как с одиночным, так и с многодвигательным
электроприводом.
Устройство выполнено в виде двух сборочных модулей: шкафа тиристорного и
стеллажа сопротивлений. Соединение между ними осуществляется с помощью жгута.
Основное исполнение ─ шкаф тиристорный и стеллаж сопротивлений устанавливается
рядом. Конструктивно в шкафу
тиристорном в верхней части расположены три
тиристорных модуля. В средней части шкафа расположены панель питания и
управления, а в нижней части шкафа установлены панель высокого напряжения и
контактор, шунтирующий ротор двигателя. В каждом стеллаже сопротивлений
смонтированы по пять ящиков сопротивлений и термовыключатель ТВ-130,
предназначенный для защиты резисторов от перегрева сверх допустимой температуры.
В каждый из трёх силовых тиристорных модулей входят три тиристора с охладителем и
три
панели
управляемый
импульсных
мостовой
трансформаторов.
тиристорный
Устройство
преобразователь,
представляет
который
собой
питается
от
напряжения ротора двигателя и нагружен на балластные резисторы. Ток ротора, а
следовательно, и вращающий момент двигателя регулируется посредством изменения
углов открытия тиристоров; в процессе пуска осуществляется автоматическое
управление этими углами по определённому алгоритму, при этом состояние
тиристоров меняется от закрытого до полностью открытого, соответственно и ток
ротор ─ от нулевого до заданного значения, обеспечивающего пуск механизма с
требуемым ускорением.
УПТФ содержит следующие защиты:

защита по току ротора;

защита от превышения времени пуска;

защита от снижения изоляции цепей ротора (контроль изоляции);

защита от превышения температуры балластных резисторов в случае
перегрева ящиков сопротивлений;
116

защита роторов и тиристоров от перенапряжений, возникающих при
отключении статора двигателя.
117
7. Внутреннее электроснабжение карьера
Внешнее электроснабжение объектов комбината производится от источников
энергосистемы Колэнерго по ВЛ 150 кВ (Л188 и Л189) и ВЛ 110 кВ (Л79),
используемой для перетока мощностей.
Распределение электроэнергии по объектам принято на напряжение 150/35/6 кВ
от подстанции № 40 «А» с нагрузкой 48 МВА, № 40 «В» с нагрузкой 6 МВА, № 40 «Б»
с нагрузкой 42 МВА.
В настоящем разделе рассматривается электроснабжение объектов, включенных
в данный проект. Источники электроснабжения этих объектов приведены в табл. 6.1.
Табл.6.1
Наименование и местоположение объектов
1.
2.
3.
4.
Наименование питающей
подстанции
от внутренней сети
Карьер, здания и сооружения на бортах и внутри
карьера
Проектируемый корпус мойки на территории ЦТТ
подстанция 6/0,4/0,23
кВ в корпусе № 1
автобазы
от внешней сети
Убежище № 4 ВУ А-III-790 с ПУ, встроенное в
подвал АБК гаража производственных
автосамосвалов
Противорадиационное укрытие (ПРУ) № 5 Б-1-700,
встроенное в подвал АБЗ рудника «Железный»
Для
повышения
надежности
энергоснабжения
подстанция № 163
неотключаемых
объектов
имеются резервные аварийные источники – два турбогенератора ТЭЦ мощностью по 4
МВт, которые на 5,3 % обеспечивают потребность ГОКа в электроэнергии.
Включение генераторов ТЭЦ на шины РУ 6 кВ производится по командам
диспетчера электроснабжения ГОКа после отключения средствами телемеханики
фидеров
6
кВ
электроподстанций,
не
участвующих
в
схеме
аварийного
электроснабжения. Одновременно диспетчер направляет оперативную бригаду для
контроля и участия в запуске генераторов ТЭЦ и дает команды на прекращение всех
ремонтных работ на подстанциях.
Система освещения зданий и сооружений, карьера и отвалов предусмотрена
общей равномерной.
В соответствии с нормами проектирования искусственного освещения СНиП 2305-95 и требованиями ПУЭ предусматриваются следующие виды электроосвещения:
- рабочее;
- аварийное;
- ремонтное.
118
В качестве источников света используются лампы накаливания, газоразрядные и
люминесцентные.
Аварийная система освещения осуществляется за счет резервных источников
энергоснабжения.
Породный дробильно-конвейерный комплекс расположен в северо-западной
части карьера и состоит из трех дробильно-перегрузочных пунктов с дробилками
ЩДП-15х21, передаточного конвейера, магистральной конвейерной линии и торцевого
конвейера.
Рудный дробильно-конвейерный комплекс расположен в восточной части
карьера и состоит из дробильно-перегрузочного и удлиняемой части магистрального
конвейера первой очереди РДКК.
Питание потребителей дробильно-конвейерных комплексов осуществляется за
счет электроэнергии от ПС-40 «В» напряжением 150/6 кВ мощностью 2х16 МВА.
Основными
электроприемниками
являются
электродвигатели
технологических
механизмов, дробилок мощностью 400 кВт каждая, электромагниты, отопительные
агрегаты и системы освещения от щитов 0,4 кВ.
По степени надежности электроснабжения потребители относятся к II
категории.
Чрезвычайные ситуации, которые могут возникнуть при эксплуатации ДКК,
связаны с возможным обрывом ленты конвейера, падением кусков породы с ленты на
проезжую часть автодороги, аварии, связанные с открытыми частями вращающихся
механизмов, аварии и пожары, связанные с неисправностью электроснабжения.
Так
как
электроэнергии,
агрегаты,
установки,
предусматриваются
двигатели
мероприятия
ДКК
по
работают
технике
с
помощью
безопасности
в
установках электроснабжения, обеспечивающие избежание чрезвычайных ситуаций
(пожары, остановка ДКК и др.):
-
соблюдение
требований
ЕПБ,
регламентирующих
напряжение
распределительных сетей;
- питание электроприемников ДКК предусматривается в соответствии с
категорией по надежности и независимо от других потребителей;
- заземление нейтрали сети 6 кВ через высокоомный резистор;
- контурный контур заземления;
- наружное электрическое освещение;
- наличие комплекса изолирующих защитных средств.
119
8. Охрана окружающей среды
8.1. Охрана водных ресурсов
В настоящее время в отводящий канал р. Ковдора производится сброс из
северной и западной групп водопонижающих скважин. Сброс карьерных и дренажных
вод от водопонижающих скважин восточной группы, прибортового дренажа и воды
карьерного водоотлива сбрасываются в отстойник.
Влияние
различных
источников
загрязнения
привело
к
повышению
концентраций отдельных загрязняющих компонентов. К основным компонентам
загрязнения относятся: взвешенные вещества, нефтепродукты, БПК полное, азот
аммонийный, азот нитритный, азот нитратный, СПАВ, фосфор фосфатов, сухой
остаток, хлориды, сульфаты. По этим компонентам производилась оценка загрязнения
подземных вод, а также производилась оценка и по загрязнению подземных вод
марганцем и медью. Даже после отстойника в озера Ковдоро воды имеют повышенное
содержание нефтепродуктов, сульфатов, взвешенных веществ, БПК, фосфатов и рН.
Данные опробования по загрязняющим компонентам приведены в табл.8.1.
Содержание загрязняющих компонентов в карьерных и подземных водах
Табл.8.1
№
про
бы
1
2
3
4
5
6
Место отбора
пробы
Нефтепродукты
Концентрация загрязняющего компонента в воде, мг/л
Фосфор
Сульфаты
Азот
Азот
фосфатов
аммонийный
нитратный
СПАВ
Карьерный
0,050
0,577
250,0
0,030
2,130
<0,025
водоотлив
Восточный ряд
0,099
0,173
77,3
<0,005
0,930
<0,025
скважин
Скв. 104
0,016
0,020
49,9
<0,005
0,400
0,050
(Северный ряд
скважин)
Скв. 116
0,016
0,020
50,1
<0,005
0,450
0,045
(Северный ряд
скважин)
Западный ряд
0,025
0,013
626,0
0,024
2,200
0,037
скважин
Скв. 1 (Южный
0,030
0,047
70,6
<0,005
0,270
0,020
борт)
В настоящее время ФГУП ВИОГЕМ составляется проект «Очистки и
утилизации дренажных вод».
Формирование подземных вод в регионе и их поступление в карьер связано с
целым рядом процессов
особенности
и факторов, к которым относятся: гидрография района,
геолого-структурного
строения,
климатические
условия,
рельеф,
технология и способы отработки карьера.
120
8.2.
Охрана атмосферного воздуха
Табл.8.2
Наименование
1. Общее количество вредных
веществ, выбрасываемых в
атмосферу, в том числе:
твердые
газообразные
из них: сернистый ангидрид
окислы азота
2. Количество улавливаемых и обезвреживаемых веществ в % к общему
кол-ву вредных веществ, в том числе:
газообразные
3. Из общего кол-ва улавливаемых и
обезвреживаемых вредных веществ
утилизировано
4. Снижение общего кол-ва вредных
веществ, выбрасываемых в атмосферный воздух (по отношению к предыдущему году), в том числе:
газообразные
2009 г.
план
ожидаем.
Единица
измерен.
2008 г.
факт
тн
10405,9
13139,0
тн
тн
тн
тн
1084,4
9321,5
5532,8
874,8
%
В том числе по кварталам:
II
III
IV
2010 г.
проект
I
10850,0
13139,0
4270,2
2838,0
1957,7
4073,1
1500,0
11639,0
7495,0
1018,0
1265,0
9585,0
5810,0
950,0
1500,0
11639,0
7495,0
1018,0
487,5
3782,7
2435,9
330,9
324,0
2514,0
1618,9
219,9
223,5
1734,2
1113,8
151,7
465,0
3608,1
2326,4
315,5
98,8
98,8
98,8
98,8
98,8
98,8
98,8
98,8
%
86,3
88,6
88,2
88,6
88,6
88,6
88,6
88,6
тн
-
-
-
-
-
-
-
-
тн
-210,0
2139,0
-700,0
0
1715,1
793,7
322,2
0
тн
-633,6
1939,0
-600,0
0
1517,9
702,4
285,5
0
121
8.3. Охрана земель и рациональное использование мингеральных ресурсов
Табл.8.3
Наименование
Ед.
изм.
2008 г.
Факт
1
2
3
2009 год.
План
Ожид.
4
5
1.Охрана и рациональное использование земель
2.2. . Общая площадь нарушенга
2167,9
2199,8
2186,0
ных земель
в том числе: отработанных
га
1,7
1,7
1,7
1.2. Рекультивация земель
га
1.3. Землевание, га
тыс. м3
2. Охрана недр и рациональное использование минеральных ресурсов
2.1. Извлечение п.и. из недр при
добыче:
- руды
%
98,19
97,88
97,82
- хвостов ММС
%
99,79
98,56
2.2. Извлечение полезных
компонентов из минерального
сырья при обогащении руды:
- Fe в концентрат
%
90,3
90,2
90,23
- P2O5 в концентрат
%
66,07
66,2
66,72
- ZrO2 в концентрат
%
27,47
27,5
28,06
2.2.1. Извлечение полезных
компонентов из хвостов ММС
- P2O5 в концентрат
%
0,0
0,0
50,7
- ZrO2 в концентрат
%
0,0
0,0
26,0
в том числе по кварталам
II
III
2010 год
план
I
6
7
8
9
10
2197,2
2186,0
2189,0
2193,1
2197,2
97,67
99,31
97,72
99,79
97,37
99,80
97,95
98,17
97,61
99,80
90,2
66,6
28,0
90,2
66,6
27,5
90,2
66,6
27,8
90,2
66,6
28,2
90,2
66,6
28,5
48,5
25,5
48,5
25,5
48,5
25,5
48,5
25,5
48,5
25,5
IV
1,7
122
Продолжение табл.8.3
1
2
3
4
5
2.3. Использование вскрышных
9169,1
11335,4
9186,5
и вмещающих пород, всего
тыс.м3
в том числе: для производства
270,1
200,0
214,3
строительных материалов
тыс.м3
Из общего объема использование
пород:
- на собственные нужды
тыс. м3
9169,1
11335,4
9186,5
- сторонним организациям
тыс.м3
2.4. Использование отходов
обогащения
- отходы обогащения от руды
(хвосты МОФ)
тыс.т 10630,591 10591,996 9929,561
- лежалые хвосты ММС
тыс.т
0,0
0,0
1048,6
В том числе:
- на собственные нужды от
руды (питание АБОФ)
тыс.т 10630,591 10591,996 9929,561
- лежалые хвосты
тыс.т
0,0
0,0
1048,6
6
7
8
9
10
5278,0
1219,8
1292,0
1257,1
1514,8
200,0
53,3
46,7
46,7
53,3
5278,0
1219,8
1292,0
1257,1
1514,8
9968,187
1265,2
2442,912
311,9
2505,120
320,8
2484,126
311,9
2536,029
320,8
9968,187
1265,2
2442,912
311,9
2505,120
320,8
2484,126
311,9
2536,029
320,8
123
8.4. Расходы на природоохранную деятельность
Минерально-химическая компания "ЕвроХим" в 2009 году увеличивает расходы
на организационно-технические мероприятия в рамках природоохранной деятельности
Ковдорского ГОКа до 72,5 млн рублей. В 2008 году в ходе реализации экологической
политики МХК "ЕвроХим" на мероприятия по охране окружающей среды Ковдорского
ГОКа было затрачено свыше 53 млн рублей.
Приоритетным проектом, инвестиции в который оцениваются в 21 млн рублей,
станет реконструкция железнодорожных путей на территории теплоэлектроцентрали
предприятия
с
целью
уменьшения
загрязнения
грунтов
и
подземных
вод
нефтепродуктами. Более миллиона рублей запланировано на засев травой откосов дамбы
№ 4 с целью снижения уровня запыленности воздушной среды. Еще три миллиона
рублей планируется инвестировать в проекты по внедрению новых технологий для
доочистки сточных вод предприятия.
На эти средства были реализованы проекты, направленные на охрану воздушного
и водного бассейнов, утилизацию отходов и снижение техногенной нагрузки на
природную среду.
Проведены ревизия и замена системы газоочистки на участках обогатительного
комплекса и ремонт двух дымовых труб теплоэлектроцентрали, изготовлена и
смонтирована аспирационная система на дробильно-перегрузочном узле дробильной
фабрики Ковдорского ГОКа. Впервые на предприятии проведены исследования и
заложен опытный полигон на ограждающей дамбе второго поля хвостохранилища с
засевом ее откосов грунтоукрепляющими сортами трав. Ввод в эксплуатацию данного
биологического барьера обеспечивает повышение устойчивости откосов ограждающей
дамбы, препятствует ветровой и водной эрозии хвостохранилища и улучшает
экологическую обстановку на территории Ковдорского района Мурманской области.
124
9. Промышленная безопасность
9.1. Характеристика условий труда, анализ потенциально вредных и
опасных факторов
В соответствии с Федеральным законом № 116-ФЗ от 21.07.2001 года
промышленно-опасными объектами комбината являются карьер и хвостохранилище.
Эти объекты подлежат декларированию безопасности.
Чрезвычайные ситуации, которые могут возникнуть на хвостохранилище и на
складе ВМ не окажут влияния на работу проектируемых и существующих объектов, так
как:
- при прорыве дамб хвостохранилища поток будет направлен в юго-восточном
направлении в противоположную сторону от рассматриваемых в данном проекте
объектов;
- зоны поражения в результате несанкционированного взрыва на складе ВМ
располагаются на значительном расстоянии от рассматриваемых объектов.
Наиболее
опасными
являются
чрезвычайные
ситуации,
которые
могут
возникнуть на карьере в связи с нарушением устойчивости бортов карьера и их
обрушением.
К промышленно-опасным по техногенным процессам объектам на Ковдорском
ГОКе можно отнести и отвалы вскрышных рыхлых и скальных пород. Источником ЧС
при работе на отвале может быть нарушение устойчивости отвала, что вызывает оползни
или обрушение яруса или отвала в целом.
Породный дробильно-конвейерный комплекс (ПДКК) расположен в северозападной части карьера и состоит из трех дробильно-перегрузочных пунктов с
щёковыми
дробилками
СМД-117Б,
передаточного
конвейера,
магистральной
конвейерной линии и торцевого конвейера.
Рудный дробильно-конвейерный комплекс (РДКК) расположен в восточной части
карьера и состоит из дробильно-перегрузочного узла (ДПУ), соединительного
конвейера, крутонаклонного конвейера с узлом перегрузки и удлиняемой части
магистрального конвейера первой очереди РДКК.
По степени надежности электроснабжения потребители относятся к II категории.
Чрезвычайные ситуации, которые могут возникнуть при эксплуатации ДКК,
связаны с возможным обрывом ленты конвейера, падением кусков породы с ленты на
проезжую часть автодороги, аварии, связанные с открытыми частями вращающихся
механизмов, аварии и пожары, связанные с неисправностью электроснабжения.
125
Дробильно-конвейерные комплексы выполнены в соответствии с требованиями
«Единых правил безопасности при разработке месторождений полезных ископаемых
открытым способом».
На руднике «Железный» Ковдорского ГОКа как на любом горном предприятии
горнодобывающие работы осложняются горно-геологическими и горнотехническими
условия производства.
К опасным факторам следует отнести:
- действие эл. тока,
- разлет горной массы при взрывах,
- движущиеся части механизмов.
Опасные зоны образуются в местах ведения вскрышных, буровзрывных,
добычных, погрузочных работ, при транспортировке руды от забоя до перегрузочного
пункта ДКК либо отвала.
На карьере имеются следующие вредные факторы, негативно влияющие на
работоспособность и здоровье людей: вибрация; пыль; шум.
Действию
вибрации
подвергаются
машинисты
экскаваторов,
бульдозеров,
автосамосвалов, буровых станков.
С пылевыделением на карьере связан практически каждый процесс добычи руды:
выемка, погрузка горной массы в средства транспорта и ее дальнейшая перевозка. Пыль
на карьере содержит 10-70% SiO , ПДК 2 мг/м3
Работа буровых станков СБШ-250МН сопровождается пылевыделением с
интенсивностью до 25000 мг/с без средств пылеподавления и от 86 до 240 мг/с с
использованием водовоздушной смеси
Интенсивность пылевыделения при работе экскаватора ЭКГ-8И составляет 150500 мг/с и 50-120 мг/с при экскавации соответственно сухой и увлажненной горной
массы.
Негативное влияние шума на производственных рабочих происходит при
управлении машинами и механизмами, то есть непосредственно на рабочих местах, а
также в рабочих зонах.
Результатами воздействия шума, превышающего ПДУ, могут быть утомление
слуха,
ухудшение
внимания,
нарушение
восприятия
человеком
оперативной
информации, развитие профессиональной тугоухости. Шум заглушает сигналы при
126
работе и обслуживании оборудования, что может привести к появлению опасных
ситуаций.
Допустимые уровни звукового давления в соответствии с ГОСТ 12.1.003-83 для
рабочих мест в карьере
Табл.9.1
Среднегеометрич
еское значение частот в
31,5
63
125
250
500
107
95
87
82
78
1000 2000 4000 8000
октановых полосах
УЗД (дБ)
75
73
71
69
Микроклиматические параметры рабочих мест в кабинах управления горными
машинами следует обеспечивать соответствующие санитарным нормам ( скорость,
температуру и относительную влажность воздуха). При пониженной и повышенной
температурах среды падает работоспособность, возможна потеря координации
движений. Для кабин управления микроклиматические параметры нормируются
отраслевыми стандартами и ГОСТ 12.005-88.
9.2. Анализ производственного травматизма
Существование в карьере опасных зон обуславливает возникновение несчастных
случаев и случаев травмирования во время производственного процесса. Для
травматизма характерно сочетание отдельных определяющих факторов. Это позволяет
рассматривать травматизм
как явление случайное и использовать для его анализа
методы математической статистики и теорию вероятности. Основные зависимости
возникновения травматизма носят статистический или вероятностный характер.
Наиболее распространенным параметром оценки условий безопасности труда является
коэффициент травматизма. На практике наиболее часто используют коэффициент
частоты и коэффициент тяжести травматизма.
Коэффициент частоты травматизма представляет собой число пострадавших за
определенный период времени, приходящийся на 1000 человек среднесписочного
состава трудящихся за рассматриваемый
период времени.
Он определяется
выражением:
П
К ч  1000    ,
С
где П – число пострадавших за определенный период времени;
С – среднесписочный состав трудящихся за тот же период.
127
Коэффициент тяжести травматизма характеризует среднюю тяжесть несчастных
случаев за определенный период времени по числу дней потери трудоспособности
пострадавших:
КТ 
Н
,
П
где Н – общее число дней нетрудоспособности.
Коэффициент тяжести не учитывает случаев со смертельным исходом и поэтому
не является полным критерием тяжести травматизма.
Число несчастных случаев с трудящимися на карьере КГОКа за период с 2005 по
2008 год составило по годам:
Табл.9.2
Год
Кол-во Поражение током
несчастн высокого
ых напряжения
случаев
При
Прочие НС
траспорт
ировани
и ГМ
2005
12
4
6
2
2006
3
1
2
0
2007
5
2
1
3
2008
4
1
1
3
Вывод: основываясь на данных таблицы количество несчастных случаев
сократилось и стабилизировалось.
9.3. Мероприятия по борьбе с вредными и опасными факторами в
карьере
Мероприятия по предупреждению ЧС в карьере предусматривают соблюдение
правил безопасности проведения всех технологических процессов (вскрышные,
буровзрывные работы и
т. д.), отвод поверхностных вод, бесперебойность работы
системы осушения карьера, своевременную эвакуацию персонала, оборудования и
механизмов из зоны возможных обрушений, маркшейдерский мониторинг за движением
пород в прибортовой зоне карьера.
Устойчивость бортов и уступов карьера обеспечивается следующими основными
факторами:
- постановкой уступов и бортов в целом на конечном контуре под проектными
углами;
128
- опережающим понижением уровней подземных вод во вскрываемых карьером
водоносных горизонтов и комплексов;
- ведением маркшейдерского контроля за процессами разуплотнения пород в
приконтурном массиве карьера.
Для увеличения понижения уровня подземных вод в проекте предусматривается
дополнительное бурение водопонижающих скважин на восточном и северо-западном
бортах карьера, а также бурение горизонтальных водопонижающих скважин по проекту
института ВИОГЕМ.
Бесперебойность работы карьерного водоотлива также обеспечивает надежность
системы осушения карьера. В проекте предусматривается установка дополнительных
насосов в процессе углубления карьера до отметки минус 635 м.
Процесс восстановления уровня подземных вод происходит довольно быстро, что
связано с высокими коэффициентами фильтрации пород до глубины 100 м (рыхлые
четвертичные грунты и скальные породы зоны дезинтеграции, сильно трещиноватые).
Поэтому, в случае аварийного отключения электроэнергии, необходимо срочно
подключить водопонижающие скважины и насосы карьерного водоотлива к резервному
энергоснабжения,
чтобы
исключить
возможность
возникновения
состояния,
угрожающего устойчивости бортов карьера.
Разуплотнение горных пород возникает в массиве, прилегающем к контуру
карьера, вследствие образования огромной по масштабам выемки, в сторону которой и
направлены силы отпора. Для контроля за динамикой развития процесса, выявления
угрожающих участков и своевременного принятия мер создана постоянная сеть реперов,
расположенных по направлениям перпендикулярным борту на расстоянии адекватном
глубине карьера.
Вмещающие породы, обнаженные в уступах, под влиянием выветривания теряют
прочность и начинают осыпаться. Для предотвращения обвалов уступов сооружается
предохранительный ориентирующий вал высотой 1,3 м.
За состоянием откосов уступов карьера также проводятся систематические
маркшейдерские наблюдения.
Мероприятия по предупреждению ЧС на отвалах предусматриваются следующие:
- соблюдение проектной технологии отсыпки отвалов;
- отвод поверхностных водотоков с территории отвалов;
- отвод атмосферных осадков с площади отвалов;
- соблюдение мер безопасности при работе техники на отвалах (устройство
предохранительных валов и др.).
129
Мероприятия по предупреждению чрезвычайных ситуаций на ДКК (дробильноконвейерных комплексах) сводятся к соблюдению «Единых правил безопасности при
разработке месторождений полезных ископаемых открытым способом»:
- систематическое обследование надежности соединительных узлов ленты
конвейера во избежании обрыва ленты;
- все точки перегрузки породы с дробильно-перегрузочных пунктов на конвейер и
с конвейера на конвейер оснащаются герметичными укрытиями;
- по трассе конвейерной линии через каждые 100 м устанавливаются переходные
инвентарные мостики;
- на дробильно-перегрузочных пунктах и приводных станциях устанавливаются
ограждения проходов и площадок;
- открытые части вращающихся механизмов защищаются соответствующими
укрытиями;
- мост конвейерной эстакады оборудован предохранительной сеткой для
предотвращения падения породы на проезжую часть автодороги;
- секции конвейера жестко крепятся к балкам эстакады;
- предусматривается анкеровка приводных станций и концевых секций конвейеров
для предотвращения смещения их во время работы.
Так как агрегаты, установки, двигатели ДКК работают с помощью электроэнергии,
предусматриваются
мероприятия
по
технике
безопасности
в
установках
электроснабжения, обеспечивающие избежание чрезвычайных ситуаций (пожары,
остановка ДКК и др.):
-
соблюдение
требований
ЕПБ,
регламентирующих
напряжение
распределительных сетей;
- питание электроприемников ДКК предусматривается в соответствии с категорией
по надежности и независимо от других потребителей;
- заземление нейтрали сети 6 кВ через высокоомный резистор;
- контурный контур заземления;
- наружное электрическое освещение;
- наличие комплекса изолирующих защитных средств.
130
9.3.1. Мероприятия по снижению пылеподавления и газовыделения
Пылеподавление на дробильно-конвейерных комплексах
В целях улучшения условий труда на участке ЦПТ (циклично-поточной
технологии) скальной вскрыши дробильной фабрики (ПДКК), а именно приведение
выбросов по содержанию предельно-допустимых концентраций (ПДК) вредных веществ
в воздухе в зонах дробления и перегрузочных узлах к нормативным, к настоящему
моменту времени
проводится закупка оборудования и материалов. Так винтовые
компрессора ЕКО-22 поставлены в феврале 2008г, поставка насосов ожидается в мае
2009г.
Проектно-конструкторским
отделом
на
основании
технического
задания
Дробильной фабрики выполнен проект «Установка по пылеподавлению дробильно перегрузочных узлов» участка ЦПТ. Проект предусматривает установку снежных ружей
высокого давления «Снегопад» для пылеподавления на дробильно- перегрузочных узлах
№ 1-3.
Снежное ружье «Снегопад» состоит из 4-х специальных водных форсунок и 2-х
воздушных, давление воды ─ 30кг/кв.см, расход воды ─ 6 куб.м/час, расход воздуха при
Р=7 бар ─ 1,5куб.м/час. Смешивание воды и воздуха осуществляется не внутри ружья, а
снаружи, где и происходит образование снега. Снежные ружья
«Снегопад»
устанавливаются на специальных площадках, которые крепятся к существующим
металлоконструкциям дробильно – перегрузочных узлов.
Вода используется из пробуренной скважины на отм. +202м, глубиной 50метров,
расположенной в 130метрах от дробильно-перегрузочного узла №3. Вода подается из
скважины погружным насосом высокого давления «GRUNDFOS»
SP 17-24. Расход
воды при давлении от 14 до 35 кг/кв.см составляет на одну форсунку 1,5 куб.м/час, на
одно ружье-6 куб.м/час, общий расход на 2 агрегата -12 куб.м/час.
До этого времени в целях пылеподавления применялось водяное орошение
приёмных бункеров ДПУ в летнее время. В зимнее время ─ полив конвейерной ленты
незамерзающими химическими растворами, применение которых себя не оправдало.
На передаточном конвейере П2 после разгрузки горной массы с ДПУ были
установлены сверху на ставах конвейера защитные металлические кожухи, что
уменьшило выброс пыли в рабочих зонах ДПУ, но также затруднило обслуживание
конвейера обслуживающим персоналом.
Перегрузочные станции конвейеров оснащены смотровыми кабинами для
машинистов
конвейеров.
Они
оборудованы
плотно
закрывающимися
окнами,
антивибрационными ковриками.
131
Персонал участка ЦПТ скальной вскрыши обеспечивается спецсредствами
защиты от пыли и шума: спецодежда, респираторы, пыленепроницаемые очки,
шумопонижающие наушники или беруши.
Дробильные
установки
РДКК
построены
в
закрытых
помещениях,
а
магистральный конвейер в закрытой галерее. В связи с чем система вентиляции и
орошения на участке РДКК налажена удовлетворительно.
Ввод в эксплуатацию комплекса ЦПТ с 1999 года позволило сократить выбросы
вредных веществ от автотранспорта. От общего объема выбросов автотранспорта в
период до ввода ЦПТ снижение составило по:

Окиси углерода
- 16,6%
 Окислы азота
- 15,5%
 Углеводороды
- 17,0%
Пылеподавление на автотранспорте
Для пылеподавления на каpьеpных автодоpогах предусматривается поливка
водой. Расход воды и интервалы между обработками покрытия дорог приведены в
таблице 10.3.
Таблица 9.3
Вид обеспыливающего
материала
ВОДА:
- автодороги 1-2
категории;
- автодороги 3-4
категории.
Расход,
л/м2
Интервал между
обработками, час
0,3
0,5
1-4
1-4
Примечания
Борьба с пылью при работе экскаваторов
1. Правильный выбор технологического режима и рациональную расстановку
оборудования с учетом направления воздушных потоков и расположения смежных
источников пылеобразования.
2. Квалифицированное управление и правильный уход за машинами и
оборудованием.
3. Осуществление специальных мероприятий, направленных на ликвидацию
источников пылеобразования (орошение водой взорванной горной массы и др.)
Для снижения запыленности в кабине экскаватора рекомендуется применять
вентиляционные установки с очисткой воздуха типа ЭВР №3 с кассетой, оснащенной
сменными фильтрами из специальных тканей, обладающих фильтрующими свойствами.
132
Вентилятор, нагнетающий воздух в кабину, создает избыточное давление, тем самым
снижается поступление запыленного воздуха из окружающей атмосферы.
Борьба с пылеобразованием при ведении буровых работ
Бурение взрывных скважин осуществляется станками шарошечного бурения
СБШ-250МН, оснащёнными системой пылеподавления с применением воздушноводяной
смеси.
Для
снижения
пылеобразования
проводится
предворительное
увлажнение уступов, применение, при массовых взрывах, водяной забойки скважин
также способствует снижению выделения пыли в атмосферу.
9.3.2. Мероприятия по обеспечению безопасного движения автотранспорта
В целях обеспечения эффективной и безопасной pаботы
автотранспорта и
осуществления безопасного движения по карьерным автодорогам в обязательном
порядке должны выполняться следующие меpопpиятия:
а) Знание норм и тpебований инстpукции «Эксплуатация технологического
автотранспорта, проектирование, строительство и содержание карьерных и служебных
автодорог (съездов) в карьерах рудника «Железный» Ковдорского ГОКа»
специалистами pудника, ЦТТ, АТЦ, связанными со строительством, реконструкцией,
содержанием и ремонтом автодоpог и эксплуатацией автомобилей;
б) Пpи обучении и инструктировании водителей ЦТТ (цех технологического
транспорта)
и
АТЦ
бульдозерного участка,
(автотранспортный
машинистов
цех),
технологического
экскаваторов
необходимо
персонала
использовать
соответствующие разделы выше указанной инстpукции;
в) Строгое соблюдение норм и
тpебований данной инстpукции пpи
проектировании, строительстве, pемонте и содержании
автодоpог,
а также пpи
эксплуатации автомобилей в карьере;
г) Систематическое выполнение работ по расчистке автодоpог, борьбе со
скользкостью, улучшению проезжей части, ограждению опасных участков и т.п.;
д) Постоянный систематический надзор и контроль за состоянием каpьеpных
автодоpог и эксплуатацией автотранспорта ответственными лицами pудника и ЦТТ.
В период сильных снегопадов, гололедицы, затяжных и интенсивных дождей,
сезонной распутицы, при которых ухудшается состояние и сокращается ширина
проезжей части технологических автодорог, работы по борьбе со снежными заносами,
гололедом, по поддержанию проезжей части, расчистке обочин и ликвидации
аварийного положения на дорогах рудника ведутся под руководством
гоpного
диспетчера pудника.
133
В распоряжение горного диспетчера рудника выделяется следующая техника:
рудник «Железный» - два автогрейдера ДЗ-98,
- один ДЭТ-250 (с косым ножом);
ЦТТ
- пескоразбрасывающие машины – 3 шт.,
-
водовозка для полива дорог раствором ЩСПК – 1 шт. (поливка
осуществляется при температуре не ниже 8-10 С).
дорог
По всем автодорогам в тяжелых погодных условиях: туман, сильные снегопады
или дожди, гололедица - скорость движения технологических и специальных
автомобилей должна быть не более 20 км/час.
В гололед движение запрещено.
9.4. Проветривание карьеров
Создание нормальных атмосферных условий в карьере проветривание карьеров
приобрело важное значение главным образом в связи с увеличением их глубины до
нескольких
сотен
м
и
крупными
масштабами
горных
работ,
вызывающими
значительную запылённость и загазованность атмосферы. Различают естественное и
искусственное проветривание карьеров. Естественное проветривание осуществляется
ветром (при скорости ветра свыше 2 м/сек) или термическим путём (скорость ветра до 2
м/сек). Это определяет ветровые и термические схемы проветривания карьеров.
При ветровых схемах в карьере образуется свободная воздушная струя (рис.1), в
пределах которой скорость воздуха изменяется от скорости ветра на её верхней границе
до нуля на нижней, а затем движение воздуха происходит в обратном направлении
(рециркуляционная схема). Угол раскрытия струи α ≈ 15°. При рециркуляционной схеме
вредности выносятся воздухом, движущимся выше линии ob. Если угол наклона
подветренного борта карьера (β ≤ α, зона обратных токов АОС исчезает и схема
проветривания становится прямоточной, при которой весь воздух, движущийся в
карьере, выносит вредности.
Термическое проветривание включает конвективную схему (нагретый о
поверхность
карьера
воздух
образует
восходящие
потоки)
и
инверсионную
(охлажденный воздух опускается в карьер). Естественное проветривание карьеров
может обеспечить нормальную чистоту атмосферы до глубин не более 200 м. При
больших глубинах требуется искусственная вентиляция, которая осуществляется
установками на базе авиационных винтовых и турбореактивных двигателей, а также
тепловыми установками, создающими конвективные струи воздуха при сжигании
горючего.
134
Проектирование П. к. включает: правильную ориентацию контуров карьера
относительно господствующих ветров; выбор технологии работ, минимально
загрязняющей атмосферу; оценку эффективности естественного проветривания; выбор
средств, схем и периодов искусственной вентиляции.
рис.9.1
Ветровая схема проветривания карьера (рис.1): АОВ — свободная ветровая
струя воздуха; О — условный полюс струи ; ВО — внутренняя граница струи; ОВ'СО —
зона рециркуляции воздуха.
9.5. Меры по обеспечению пожарной безопасности на КГОКе
К особо опасным производствам ГОКа могут быть отнесены отдельные участки
технологических цехов на существующих объектах ремонтного и складского хозяйства,
на которых для работы используются легко воспламеняющиеся и взрывоопасные
вещества (бензин, водород и др.). Проектируемые по данному проекту объекты и
сооружения не являются объектами с опасным производством.
Перечень взрывоопасных помещений на объектах в пределах территории,
рассматриваемый в данном проекте, приведен в табл. 10.4.
Мероприятия по предотвращению чрезвычайных ситуаций на этих объектах
сводится к строгому соблюдению правил безопасности на взрывоопасных и
пожароопасных производствах (ППБ-01-93).
Молниезащита этих помещений от прямых ударов молний предусматривает:
- наложение защитной сетки, использование металлических конструкций,
арматуры кровли зданий;
-
установку
молниеприемников
у
вытяжных
вентиляционных
труб
во
сигнализации
и
взрывоопасных помещениях.
Помещения
оборудованы
автоматическими
системами
пожаротушения.
135
Таблица 9.4
Наименование
объекта
1.
2.
3.
4.
5.
1
Автобаза, производственный корпус.
Отделение ТО и ТР
Площадь
объекта, м
2
4680
Наименование
взрывоопасного участка
(помещения)
3
Участок
ремонта
топливной
аппаратуры
Площадь участка
м2
%
4
5
108
2,3
Категория
пр-ва по
НПБ 105-95 и
наименование
пожароопасных
веществ
6
«Б», легко
воспламеняющиеся жидкости с t
вспышки паров более 28оС
«А» бензин
«калоша» с t
вспышки паров ниже 28оС
«А», водород
ЦРММ, производственный корпус.
Ремонтно-механическая мастерская
То же. Склад
материалов и
обородования
То же
6850
клееприготовительная
60
0,87
4765
Зарядная
щелочная
32,4
0,67
4765
74,4
1,5
«А», бензин с t
вспышки паров ниже 28оС
Склад ГСМ.
Служебнотехническое здание
297
Склад легко
воспламеняющихся
жидкостей
Насосная со
складом ГСМ
в таре
135
46
«В», мазут,
масла
10.5.1. Мероприятия по предупреждению ЧС, возникающих в результате аварий на
рядом расположенных потенциально-опасных объектах и на транспорте
К потенциально-опасных объектам можно отнести базисный склад ВМ,
расположенный в 8 км к востоку от промплощадки и карьера Ковдорского ГОКа.
В случае промышленной катастрофы на складе ВМ в зоне действия поражающих
факторов может оказаться только персонал складов, сотрудники охраны и рабочие
пилорамы. На работу карьера и проектируемых и существующих объектов и
сооружений чрезвычайные ситуации на складе ВМ не будут сказываться.
Радиационно-опасным объектам (РОО) является Кольская АЭС, расположенная в
90 км юго-восточнее ОАО «Ковдорский ГОК». Мощность реактора РБМК на АЭС 1000 МГВт. При авариях на АЭС могут возникнуть чрезвычайные ситуации на
территории
комбината
и
города,
связанные
с
радиоактивным
заражением
(загрязнением). Для АЭС мощностью более 4 ГВт зона опасного радиоактивного
заражения при ее разрушении составляет 30-40 км, а полоса территории шириной 100 км
составляет зону возможного сильного радиоактивного заражения (загрязнения) (СНип
136
2.01.51-90). При юго-восточном направлении ветра (160-170о) в сторону Ковдорского
ГОКа зона радиоактивного заражения представляет собой вытянутый эллипс шириной
8,5-31 км и протяженностью до 300 км. На рис. 2 показаны зоны возможного
радиоактивного заражения, а в таблице 10.5 приведены размеры зон и дозы радиации
для каждой зоны.
Допустимая доза радиации составляет 60 мкр/час. Предельная эффективная доза
равна 20 мЗв (2 бэра) в год.
Таблица 9.5
Наименование зоны
1.
2.
3.
4.
5.
6.
7.
8.
Зона № 1
Зона № 2
Зона № 3
Зона Г
Зона В
Зона Б
Зона А
Зона М
Длина,
км
радиус 5-7 км
радиус 10 км
радиус 30 км
40
80
150
240
300
Ширина,
км
Доза радиации
(рентген /час)
8,5
12
18
25
31
>10
4,2-10
1,4-4,2
0,14-1,4
0,014-0,14
Зона возможного радиоактивного заражения, возникающие во время аварий на
Кольской АЭС.
Рис. 9.2
Примечание:
Зоны возможного радиоактивного заражения изображены в соответствии с
данными табл. 10.5 при юго-восточном направлении ветра.
137
Географическое положение Ковдорского ГОКа относительно Кольской АЭС.
Рис.9.3
Проектируемые и существующие объекты Ковдорского ГОКа и город Ковдор
попадают в зону «Б» возможного радиоактивного заражения и дозой радиации 4 р/час
(зона возможного слабого заражения) (рис.2).
Мероприятия по предотвращению заражения людей с загрязнения территории
сводятся к следующему:
- после сигнала об аварии на АЭС и неблагоприятных метеоусловиях проводится
йодная профилактика персонала (5 капель йода настойки на стакан воды, 3 раза в день);
- при мощности дозы радиоактивного заражения Нр.з. >0,1 мр/час (начало
выпадения радиоактивных осадков) люди удаляются в ПРУ или убежище;
-
ведется
постоянный
дозиметрический
контроль
при
мощности
дозы
радиоактивного заражения Нр.з. >2 мр/час;
- при помощи дозы Нр.з. >5 мр/час проводится частичная эвакуация людей (дети,
беременные женщины);
- транспорт удаляется за пределы территории эллипса загрязнения;
- в случае радиоактивного заражения территории проводится дезактивация
местности, зданий и сооружений централизованным способом;
- проводится санобработка людей и спецобработка транспорта.
Чрезвычайные ситуации, которые могут произойти на транспорте, связаны, в
основном, с транспортировкой и разгрузкой в карьере взрывчатых веществ для
138
проведения взрывных работ и перевозкой баллонов с сжиженными газами. Мероприятия
по предупреждению ЧС на транспорте сводятся к соблюдению правил безопасности при
транспортировке ВВ (ЕПБ и ВР п.3).
139
10. Экономическое обоснование предлагаемой технологии
Определение экономической целесообразности применения ЦПТ скальной
вскрыши и ввода II очереди ПДКК
Для проверки целесообразности применения ЦПТ скальной вскрыши и ввода II
очереди
ПДКК
необходимо
произвести
расчет
эксплуатационных
расходов
рассматриваемого участка в базовом (без применения ЦПТ) и проектных (I и II очереди
ПДКК) вариантах и сравнить их.
Целью
проекта
является
–
сокращение
грузооборота
технологического
автотранспорта.
Способы достижения (в т.ч. основные технические решения) цели проекта. Цель
проекта планируется достигнуть путем развития
конвейерной линии циклично-
поточной технологии (ЦПТ) скальных вскрышных пород (удлинением конвейерной
линии с отметок +343/+355 м до +461,5/455 м).
Расчеты затрат в рамках эксплуатационной себестоимости.
Перечень основного оборудования, задействованного на добычных работах, по
которому производится расчет в базовом и проектном вариантах:
Табл.10.1
Базовый вариант
(без ЦПТ)
Наименование
оборудования и
техники
а/с БелАЗ-75131
Погрузчик САТ992G
Погрузчик САТ994
Кол-во
Проектный вариант (ПДКК)
I очередь
Наименование
оборудования и
техники
II очередь
Кол-во
Наименование
оборудования и
техники
Кол-во
а/с БелАЗ-75131
18
а/с БелАЗ-75131
15
Погрузчик САТПогрузчик САТ1
1
1
992G
992G
Погрузчик САТПогрузчик САТ1
1
1
994
994
ДробильноДробильноконвейерный
конвейерный
комплекс:
комплекс:
ДПУ
3
ДПУ
3
Конвейер П2
1
Конвейер П2
1
Конвейер М1
1
Конвейер М1
1
Конвейер М2
1
Конвейер М2
1
Конвейер Т
1
Конвейер М3*
1
Конвейер ПК
1
Конвейер ПК
1
*в связи с удлинением конвейерной линии закупается дополнительное
25
оборудование.
Эксплуатационная себестоимость включает в себя затраты:
140
амортизацию горного оборудования; электроэнергию; материалы; заработанную плату и
прочие затраты.
Сэкс = А + Зп + Зэ + Зэк + Зпр;
, где А ─ затраты на амортизацию горного оборудования;
Зп - заработанная плата;
Зэ - затраты на электроэнергию;
Зт ─ затраты на ГСМ;
Зпр ─ затраты на ремонт, прочие затраты.
Амортизация
Амортизация
рассчитывается
основных
исходя
из
средств.
списочного
Сумма
амортизационных
количества
оборудования
отчислений
принятого
в
технологических расчетах горной части по его стоимости и действующими нормами
амортизации.
Срок амортизации на все горное оборудование составляет 7-12,5 лет.
Расчет амортизационных отчислений на горное оборудование произведем по
формуле:
А = S  n , рублей/год,
где
S- стоимость горного оборудования, руб.;
n - нормы амортизации за год.
Базовый вариант.
Расчет амортизационных отчислений на автосамосвалы БелАЗ-75131
Балансовая стоимость автосамосвала БелАЗ – 75131
Наименования расходов
Таблица 10.2
Процентное
Единицы
Цена
содержание
измерения
Закупочная цена
-
тыс.руб.
65350,5
Транспортирования
10%
тыс.руб.
6535,1
Всего
-
тыс.руб.
71885,6
Норма амортизации БелАЗ-75131 ─ 15%.
Амортизационные отчисления при стоимости одного автосамосвала S = 65350,5
тыс. руб.:
А = 71885,6 0,15 = 10782,8 тыс.руб./год.
141
Учитывая, что в базовом варианте задействованы 25 автосамосвала БелАЗ-75131,
общая сумма амортизационных отчислений составит:
А = 10782,8 25 = 269540 тыс. руб./год
Расчет амортизационных отчислений на погрузчик САТ-992G
Табл.10.3
Балансовая стоимость погрузчика САТ-992G
Наименования расходов
Процентное
Единицы
Цена
содержание
измерения
Закупочная цена
-
тыс.руб.
86055,7
Транспортирования
10%
тыс.руб.
8605,6
Всего
-
тыс.руб.
94661,3
Норма амортизации САТ-992G ─ 18%
Амортизационные отчисления при стоимости одного погрузчика S = 94661,3
рублей:
А = 94661,3 *0,18 = 17039,0 тыс.руб./год.
Учитывая, что в проектном варианте будет задействован один погрузчик САТ992G, общая сумма амортизационных отчислений составит:
А = 17039,0 *1= 17039,0 тыс.руб./год.
Расчет амортизационных отчислений на погрузчик САТ-994
Табл.10.4
Балансовая стоимость погрузчика САТ-994
Наименования расходов
Процентное
Единицы
Цена
содержание
измерения
Закупочная цена
-
тыс.руб.
95373,7
Транспортирования
10%
тыс.руб.
9537,4
Всего
-
тыс.руб.
104911,1
Норма амортизации САТ-994 ─ 18%.
Амортизационные отчисления при стоимости одного погрузчика S = 104911,1
рублей:
А = 104911,1*0,18 = 18884,0 тыс.руб./год.
Учитывая, что в проектном варианте будет задействован один погрузчик САТ994, общая сумма амортизационных отчислений составит:
142
А = 18884,0 *1= 18884,0 тыс.руб./год
Суммарные амортизационные отчисления на горнотранспортное оборудование
при базовой схеме транспортирования вскрышных пород составят:
А = 269540+17039,0 +18884,0 =305493 тыс. руб./год
Затраты на ремонт оборудования составляют 10% от суммы на амортизационные
отчисления и равны
Зр = 30549,3тыс. руб./год.
Проектный вариант.
Норма амортизации БелАЗ-75131 ─ 15%.
А = 56485,5 0,15 =8472,8 тыс.руб./год.
В проектном варианте I очереди ЦПТ ─ 18 автосамосвалов БелАЗ-75131:
А = 10782,8 18 = 194091,4 тыс. руб./год
В проектном варианте II очереди ЦПТ ─ 15 автосамосвалов БелАЗ-75131:
А = 10782,8 15 = 161742,6 тыс. руб./год
Амортизационные отчисления погрузчика САТ-992G
А = 17039,0 тыс.руб./год.
Амортизационные отчисления погрузчика САТ-994
А = = 18884,0 тыс.руб./год
Расчет амортизационных отчислений на ПДКК I очереди
Табл.10.5
Балансовая стоимость ПДКК I очереди
Наименования расходов
Закупочная
цена
основного
Процентное
Единицы
содержание
измерения
и -
Цена
тыс.руб.
190743,4
тыс.руб.
19074,3
тыс.руб.
15657,0
тыс.руб.
5314,8
тыс.руб.
230789,5
вспомогательного оборудования
Транспортирование
10%
Строительные работы, связанные с установкой
и эксплуатацией оборудования
Монтаж
Всего
-
Норма амортизации для конвейеров открытых горных выработок 21,9%.
143
Амортизационные
отчисления
при
стоимости
ПДКК
I
очереди
S
=
230789,5рублей:
А = 230789,5* 0,219 = 50542,9 тыс.руб./год
Табл.10.6
Расчет амортизационных отчислений на ПДКК II очереди
Наименования расходов
Закупочная
цена
Процентное
Единицы
содержание
измерения
дополнительного -
Цена
тыс.руб.
50663,5
тыс.руб.
5066,4
тыс.руб.
7323,4
тыс.руб.
2488,2
тыс.руб.
65541,5
оборудования
Транспортирование
10%
Строительные работы, связанные с установкой
и эксплуатацией оборудования
Монтаж
Всего
-
Норма амортизации для конвейеров открытых горных выработок 21,9%.
Амортизационные отчисления при стоимости ПДКК II очереди S = 65541,5
рублей:
А = 65541,5* 0,219 = 14353,5 тыс.руб./год
С внедрением ЦПТ скальной вскрыши два погрузчика CAT-992G и CAT-994 с
вскрышных забоев карьера переводятся на перегрузочные пункты ПДКК без потери
отгружаемых объёмов горной массы с карьера и закупки нового погрузочной техники,
так как в связи со сложным строением рудного тела одновременно отрабатывается
большое количество уступов и погрузочная техника в карьере работает с простоями, а
автотранспорт без простоев.
Суммарные амортизационные отчисления на горное оборудование при проектной
схеме по I очереди составят
А = 194091,4 +17039,0+18884,0+50542,9 = 287785,0 тыс. руб./год.
Суммарные амортизационные отчисления на горное оборудование при проектной
схеме по II очереди составят
А =161742,6 +17039,0+18884,0+57550,9 +14353,5 = 269790,0 тыс. руб./год.
Затраты на ремонт оборудования составляют 10% от суммы на амортизационные
отчисления и равны
I очередь: Зр = 28778,5 тыс. руб./год.
144
II очередь: Зр = 26979,0тыс. руб./год.
Электроэнергия
Основным потребителем электроэнергии является ПДКК.
Годовое потребление электроэнергии определяем по следующей формуле:
Зэ  ( N iTii  Ti k0 Fy )0 aэ кВт/год
где
N ─ мощность электродвигателя;
I очередь: П2 ─ 280 кВт, М1 ─ 2х900 кВт, М2 ─ 2х900 кВт, Т ─ 710 кВт, ПК ─
280 кВт.
II очередь: П2 ─ 280 кВт, М1 ─ 2х900 кВт, М2 ─ 2х900 кВт, М3 ─ 3х900 кВт, ПК
─ 280 кВт.
Тi ─ количество часов работы электродвигателя в год , Т = 5617часов;
ηi = 0,8 – коэффициент использования мощности двигателя;
аэ 1,12 руб/кВТ ─ стоимость электроэнергии;
ηo = 1,15 ─ коэффициент потерь в сети;
k0 = 0,0038 кВТ/м3 ─ удельный расход энергии на освещение;
I очередь: Fу = 1564 м2 ─ площадь занимаемая ПДКК,
II очередь: Fу = 2022 м2
Плата за потребляемую электроэнергию I очередь ПДКК
Зэ  (( 280  2 * 900  2 * 900  710  280) * 5617 * 0,8  5617 * 0,0038 *1564)
*1,15 *1,12  28256,8 руб / год
Плата за потребляемую электроэнергию II очередь ПДКК
Зэ  (( 280  2 * 900  2 * 900  3 * 900  280) * 5617 * 0,8  5617 * 0,0038 * 2022) *
*1,15 *1,12  39798,1 руб / год
Топливные расходы на технологические цели
Базовый вариант
Сменный расход топлива автосамосвала БелАЗ-75131составляет
N рейс 
3600Т см К и 3600 * 8 * 0,85

 10,7 => 11 рейс/смена
Тр
1773
Nрейс ─ количество рейсов в смену; Тсм ─ количество часов в смене; Ки ─
коэффициент использования смены; Тр ─ время рейса, с.
Qрейс = 18,5 л
Qсм=18,5*11=224 л/смена
145
Годовой расход топлива:
Qгод = Qсм  n = 224×703=157,5 тыс. л/год
n- количество рабочих смен в год, n =703 смен;
С учетом количества автосамосвалов, необходимых для обеспечения мощности
сменного грузопотока nа=17:
Qгод.общ. = Qгод  nа = 157,5  17 = 2677,5 тыс. л/год
При стоимости дизельного топлива 14 руб. за 1 литр сумма отчислений на
приобретение топлива составит:
Зтопл = 2677,5  14 = 37485 тыс. руб./год
Расход на смазочные материалы составляет 3% от суммы затрат на топливо и
равен Зтопл =37485*0,03=1124,5 руб/год
Таким образом, суммарные расходы по статье «Топливо на технологические
цели» составляет:
Зтопл = 37485+ 1124,5 = 38609,5 тыс. руб./год.
Расчёт погрузчика САТ-992G на расход топлива выемочно-погрузочном
режиме
Годовой расход САТ-992G при выемочно-погрузочном режиме работы:
Q  qnK и К вг  125 * 5617 * 0,85 *1,1,  472670,6 л/год
q=125л/час ─ расход топлива при высоком коэффициенте нагрузки; n = 5617
годовой фонд рабочего времени; Ки =0,85 ─ коэффициент использования техники; Квг =
1,1 ─ коэффициент расхода с учётом времени года.
Затраты на дизельное топливо 14руб/л
Зтопл = 472,7  14 = 9190,8 тыс. руб./год
Расход на смазочные материалы составляет 3% от суммы затрат на топливо и
равен Зтопл =9190,8 *0,03=275,7 тыс. руб/год
Итого:
Зтопл = 9190,8 +275,7 = 9466,5 тыс. руб./год
Расчёт погрузчика САТ-994 на расход топлива выемочно-погрузочном
режиме
Годовой расход САТ-994 при выемочно-погрузочном режиме работы:
Q  qnK и К вг  165 * 5617 * 0,85 *1,1  866562,7 л/год
146
q=165л/час ─ расход топлива при высоком коэффициенте нагрузки; n = 5617
рабочих часов в году; Ки =0,85 ─ коэффициент использования техники; Квг = 1,1 ─
коэффициент расхода с учётом времени года.
Затраты на дизельное топливо 14руб/л
Зтопл = 866,6  14 = 12131,8 тыс. руб./год
Расход на смазочные материалы составляет 3% от суммы затрат на топливо и
равен Зтопл =12131,8 *0,03=363,9 руб/год
Итого:
Зтопл = 12131,8 +363,9 = 12495,7 тыс. руб./год
Суммарные затраты на топливо
Зтопл = 38609,5 +9466,5+12495,7 = 60571,7 тыс. руб./год
Проектный вариант
Расчёт
погрузчика
САТ-992G
на
расход
топлива
при
выемочно-
транспортном режиме
Годовой
расход
САТ-994
при
выемочно-транспортном
режиме
работы
(расстояние транспортирования 50-200 м):
Q  qnK и К вг  88 * 5617 * 0,85 *1,1  462166,8 л/год
q=88л/час ─ расход топлива при среднем коэффициенте нагрузки; n = 5617
рабочих часов в году; Ки =0,85 ─ коэффициент использования техники; Квг = 1,1 ─
коэффициент расхода с учётом времени года.
Затраты на дизельное топливо 14руб/л
Зтопл = 462,2  14 = 6470,3 тыс. руб./год
Расход на смазочные материалы составляет 3% от суммы затрат на топливо и
равен Зтопл =6470,3 *0,03=194,1 руб/год
Всего расходы составляют:
Зтопл = 6470,3 +194,1 = 6664,4 тыс. руб./год
I очередь
Сменный расход топлива автосамосвала БелАЗ-75131составляет
а) N рейс 
3600 * 8 * 0,85
 24,3 => 25 рейс/смена для подачи питания на ЦПТ
1009
гор+214.
Qрейс = 6,6 л; Qсм=6,6*25=165 л/смена
Годовой расход топлива:
Qгод = 165*703 = 165×703=116,0 тыс. л/год
147
Количество а/с, необходимых для обеспечения мощности сменного грузопотока
до гор.+214 ─ 7 а/с.
Qгод.общ. = 116,0  7 = 816,0 тыс. л/год
Затраты на дизельное топливо:
Зтопл = 816,0  14= 11424,0 тыс. руб./год
Расход на смазочные материалы составляет
Зтопл =11424,0*0,03=342,7тыс. руб/год
б) N рейс 
3600 * 8 * 0,85
 28 рейс/смена для транспортирования горной массы от
873
штабеля разгрузочного склада гор.+343 до отвального фронта.
Qрейс = 4,9 л; Qсм=4,9*28=137 л/смена
Годовой расход топлива:
Qгод = 137*703=96,3 тыс. л/год
Количество а/с, необходимых для обеспечения мощности сменного грузопотока
от штабеля разгрузочного склада гор.+343 до отвального фронта 6 единиц.
Qгод.общ. = 96,3  6 = 577,8 тыс. л/год
Затраты на дизельное топливо:
Зтопл = 577,8  14 = 8089,2 тыс. руб./год
Расход на смазочные материалы составляет
Зтопл =8089,2 *0,03=242,7 руб.
Таким образом, суммарные расходы на ГСМ по автомобильному транспорту I
очереди ПДКК составляют:
Зтопл = 11424,0+342,7+8089,2 +242,7 = 20098,6 тыс. руб./год.
II очередь
Транспортная схема подачи питания на ЦПТ гор+214 аналогична как и на I
очереди при том же количестве самосвалов => годовые затраты на ГСМ такие же
Затраты на дизельное топливо:
Зтопл = 816,0  14 = 11424,0 тыс. руб./год
Расход на смазочные материалы составляет
Зтопл =11424,0 *0,03=342,7руб/год
б) N рейс 
3600 * 8 * 0,85
 41,1 ─ принимаем 41рейс/смена для транспортирования
595
горной массы от штабеля разгрузочного склада гор.+455 до отвального фронта отвала
№3
148
Qрейс = 2,1 л; Qсм=2,1*41=86,1 л/смена
Годовой расход топлива:
Qгод = 86,1*703=60,6 тыс. л/год
Количество а/с, необходимых для обеспечения мощности сменного грузопотока 4
единицы
Qгод.общ. = 60,6  4 = 242,4 тыс. л/год
Затраты на дизельное топливо:
Зтопл = 242,4  14 = 3393,6 тыс. руб./год
Расход на смазочные материалы составляет
Зтопл =3393,6 *0,03=101,8 руб.
Таким образом, суммарные расходы на ГСМ II очереди ПДКК составляют:
Зтопл = 11424,0+342,7+3393,6+101,8 = 15262,1 тыс. руб./год.
Затраты на заработную плату
В базовом варианте
Численность водителей большегрузных самосвалов:
25а/с*5=125 чел. с средней заработанной платой 55000 руб/месяц
Зп = 125*55000=6875 тыс. руб./мес.
Зп =12*6875= 82500 тыс.руб/год
Численность водителей погрузчиков 10 чел со средней заработанной платой
50000 руб/месяц. Всего затраты 6000 тыс.руб/год
ФЗП ─ 26% от начислений на зарплату.
Итого: Зп =(82500+6000)*1,26=111510 тыс.руб/год
В проектном варианте I очередь:
Численность водителей большегрузных самосвалов:
18а/с*5=90 чел.
На созданном участке ЦПТ численность персонала ─ 56 чел. с общей годовой
зарплатой 12мес.*1023 тыс.руб=12276тыс.руб.
Численность водителей погрузчиков 10 чел. Заработанная плата водителей
погрузчиков ─ 6000 тыс.руб/год.
Итого:
Зп = (12*90*55тыс.руб+ 19640тыс.руб.)*1,26=(59400+12276+6000)*1,26=
=97871,1тыс.руб
149
II очередь:
Численность персонала на участке ЦПТ и водителей погрузчиков сохраняется та
же. Количество водителей сокращается на 15 чел по сравнению с I очередью, т.е. 75
водителей а/с.
Зп =(77676-55*15*12)*1,26 =67776*1,26=85397,7 тыс.руб.
Расчет арендной платы за земельный отвод под отвал №3
В базовом варианте и в варианте с I очередью ПДКК арендная плата за 700 га
земельного отвода под отвалы составляет За = C·S0 ·kф.и· =33371,85·700·2=46720,1 тысяч
руб./год
С - расчетная ставка, руб/год, S - площадь земельного отвода, га, kф,и.. коэффициент функции использования.
Так как с вводом II очереди ПДКК у КГОКа появляется возможность сократить
земельный отвод на 150 га, тогда арендная плата За составит:
За =33371,85·550·2=36709,1 тысяч руб./год
Общие затраты по эксплуатационной себестоимости
Общие затраты на ведение данной технологии равны:
Сэкс = Зам + Зп + Зэ + Зэк + Зпр + Зар ;
где
Зам - затраты на амортизацию горного оборудования;
Зп - заработанная плата;
Зэ - затраты на электроэнергию;
Зэк - эксплуатационные затраты;
Зпр – ремонт, прочие затраты;
Зар – затраты на налог за аренду земельного отвода под отвалы.
В базовом варианте:
Зобщ. = 305493 +88500+60571,1+30549,3+46720,1 = 531833,5 тыс. руб./год.
В проектном варианте I очередь ПДКК:
Зобщ. =280557,7 +97871,1+28256,8+(6664,4+12495,7+20098,6)+ 28055,7+46720,1 =
= 500524,1 тыс. руб./год.
150
В проектном варианте II ПДКК:
Зобщ. =269790,0 +85397,7 +39798,1+(6664,4+12495,7+15262,1)+26979,0+36709,1=
= 480736,0 тыс. руб./год.
Табл.10.7
Калькуляция себестоимости транспортирования скальной вскрыши с применением
ЦПТ
Проектный
Показатели
Объём вскрышных пород
Суммарные затраты,
в том числе:
Амортизация
Затраты на заработанную
плату, ФЗП
ГСМ на технолог. цели
Электроэнергия
Затраты на ремонт
ед. изм.
Базовый
I очередь
II очередь
тыс.тонн
16000
16000
16000
тыс. руб.
531833,5
500524,1
480736,0
тыс. руб.
305493
280557,7
269790,0
тыс. руб.
111510
97871,1
85397,7
тыс. руб.
60571,7
20098,6
15262,1
тыс. руб.
-
28256,8
39798,1
тыс. руб.
30549,3
28055,7
26979,0
125
90
75
10
10
10
-
56
56
тыс. руб.
46720,1
46720,1
36709,1
руб/тонна
34,69
32,70
31,19
Численность персонала:
водители а/с
водители погрузчиков
чел.
персонал участка ЦПТ
Арендная плата за
земельный отвод под
отвал №3
Себестоимость
151
Табл.10.8
Технико-экономические показатели
Проектный
Показатели
ед. изм.
Базовый
I очередь
II очередь
16000
16000
16000
32000
32000
32000
2
2
2
32000
16000
16000
-
16000
16000
км
5,3
3,2
2,4
Транспортирование конвейером
м
-
1180
1760
Высота подъёма конвейером
м
-
153
259
Высота отвала
м
120
120
260
га
700
550
550
тыс.руб.
46720,6
46720,6
36709
руб/тонна
34,69
32,70
31,19
тыс.руб
-
230789,5
65541,5
тыс.руб
-
31360
56160
лет
-
7,3
5,2
Производительность по руде
тыс.тонн
Производительность по
тыс.тонн
вскрышным породам
Коэффициент вскрыши
т/т
Объём транспортирования
тыс.тонн
вскрышных пород
автотранспортом
Объём транспортирования
тыс.тонн
вскрышных пород конвейером
Транспортирование
автотранспортом
Земельный отвод под отвал №3
Арендная плата за земельный
отвод под отвал №3
Себестоимость
транспортирования скальной
вскрыши с учётом аренной
платы
Капитальные
вложения
сооружение ПДКК
Экономический эффект от
внедрения ЦПТ
Срок окупаемости
капиталовложений под ЦПТ
в
152
Заключение
Предлагаемая в дипломном проекте применение ЦПТ скальной вскрыши
является целесообразным мероприятием, по моим расчетам, эксплуатационная
себестоимость на рассматриваемом участке снижается за счет снижения общих затрат на
эксплуатацию горного оборудования и техники, сокращение площади отвала и площади
земельного отвода, что влечёт уменьшение выплат государству по налогам за
землепользование. С применением современных технологий транспортирования горной
массы и с внедрением современных систем автоматизации повышается безопасность
производства, с сокращением автотранспорта существенно уменьшается расход ГСМ,
что немало важно при стабильном увеличении цен на топливо, а также повышает
уровень экологии в карьере. Снижение уровня выбросов в атмосферу отработанных
газов двигателей внутреннего сгорания с одной стороны и увеличение пылевыделения
при работе конвейерного комплекса с открытым размещением, особенно в зимний
период, с другой, ставит перед работниками комбината вопрос о разработке эффектной
системы пылеподавления.
153