Организация производства на предприятиях отрасли

Организация буровых работ на карьерах.

Перед началом работы буровых станков на очередном блоке должна быть выполнена определенная подготовка, которая состоит из следующих работ:

Подготовка площадки блока (отгон оборудования, перенос линий электропередач, рельсовых путей, подстанций, планировка площадки и подъездных дорог).

Маркшейдерская съемка площадки и откоса уступа, составление проекта обуривания блока и нанесение меток на площадке.

Подвод необходимых коммуникаций и подгон буровых станков и их подключение.

На железорудных карьерах применяются в основном буровые станки шарошечного бурения СБШ -250 МН, СБШ-270, СБШ-320.

Основная цель организации буровых работ на карьерах состоит в том, чтобы выполнение необходимого объема бурения скважин в установленные сроки. Общие задачи организации при этом сводятся к следующему:

- Обеспечение максимальной эффективности работы буровых станков.

- Оптимальная взаимоувязка комплекса работ по бурению скважин с другими работами, выполняемыми на карьере (экскавация, массовые взрывы).

Выполнение этих задач достигается за счет:

Рациональной расстановки буровых станков с целью сокращения их перегонов.

Выбор и обеспечение оптимального порядка обуривания уступов и отдельных блоков в зависимости от количества станков и их производительности.

Обеспечение условий бесперебойной работы буровых станков (снабжение энергией, материалами, инструментом и ремонтным обслуживанием).

Учет и обеспечение сохранности пробуренных скважин (очистка, разбуривание и др.)

Основная цель организации работы буровых станков на блоке состоит в том, чтобы обеспечить минимум непроизводительных затрат времени работы станков за счет оптимального порядка обуривания блока, своевременного выполнения комплекса вспомогательных работ и обеспечения максимальной автономности работы буровых станков.

При работе бурового станка на блоке значительную часть рабочего времени занимают переезды от скважины к скважине, включая необходимые маневры (развороты). Поэтому большое значение имеет схема движения станка, определяемая последовательностью бурения отдельных скважин. Она зависит от схемы расположения скважин и расстояния между ними, а также требованиями правил техники безопасности (при бурении скважин первого ряда станок должен располагаться перпендикулярно к бровке уступа и перемещение станка вдоль бровки уступа не разрешается).

В практике работы карьеров применяются следующие схемы обуривания и перемещения буровых станков на блоке.

Порядная схема применяется чаще всего при отставании буровых работ, когда допускается взрывание одного ряда скважин. Скважины бурятся последовательными рядами. При расстоянии между скважинами в ряду 8-10 м время передвижки станка с учетом разворота составляет до 12 мин.

Поперечные схемы, применяемые при двух- и более рядном бурении могут быть двух видов: поперечно-диагональная и поперечно-возвратная.

Поперечно-диагональная схема целесообразна при шахматном расположении скважин и числе рядов более трех. При аналогичных расстояниях между скважинами среднее время перемещения из скважины на скважину составляет 4 мин.

Поперечно-возвратная схема применяется при квадратной сетке. Среднее время перемещения станка из скважины на скважину при этом составляет 3 мин.

Таким образом, поперечные схемы передвижки обеспечивают значительную экономию машинного времени буровых станков.

При использовании на одном блоке двух или трех буровых станков целесообразно для более независимой их работы по возможности рассредотачивать станки, выделяя для каждого из них самостоятельный фронт работ.

Организация буровых работ на уступе хорошо иллюстрируется линейным графиком, на котором в системе координат «календарные дни и объем бурения» с учетом плановых перерывов на массовые взрывы, перестройку ЛЭП и ремонтные работы наглядно определяются месячные объемы бурения скважин.

Пример: Построить график организации работ на уступе при бурении скважин станком СБШ-250МН.

Исходные данные: Длина блока 800м; высота уступа 15 м; ширина заходки 20м. Норма выработки для пород 18 категории по буримости 60м/смену; продолжительность смены 8ч; режим работы бурового участка непрерывный; удельный расход ВВ 1 кг/м3; в течение месяца предусмотрена остановка станка на текущий ремонт Т2, его продолжительность 48 час. ; массовые взрывы еженедельно по субботам; ремонтно-восстановительные работы после массового взрыва 1 смена.

Расчеты к построению графика.

Сетку скважин (расстояние между скважинами).

а = v Р*Lзар / (q*Hу)

где Р - вместимость 1 м скважины по ВВ, 45 кг/м;

Lзар - высота заряда в скважине. Согласно типовому паспорту взрывных работ при высоте уступа 15 м и глубине скважин 18м высота заряда составляет 12 м;

q - удельный расход ВВ, 1 кг/м3;

Ну - высота уступа, м.

а = v 45*12 / (1*15) = 6м.

Количество рядов скважин.

Nр = Lзах / a = 20/6 = 3

где Lзах - ширина заходки, м.

Объем бурения скважин на блоке уступа

Q = Lбл * Nр * Lскв / a = 800*3*18 / 6 = 4800 м

где Lбл - длина блока, м;

Lскв - глубина скважин, м.

Для построения графика условно принимаем, что 1 число месяца совпало с понедельником. На горизонтальной оси о откладываем календарные дни, на вертикальной оси - объемы бурения скважин с максимальным значением Q или 30*3*60 =5400 м.

4. Объем бурения скважин до первого массового взрыва (2-я смена субботы).

Q1 = Нв * N1 = 60*16 = 960 м.

5. Объем бурения скважин до второго массового взрыва.

Q2 = Q1 + Нв * N2 = 960 + 60 *20 = 2160 м.

6. Объем бурения скважин до третьего массового взрыва.

Q3 = Q2 + Нв * N2 = 2160 + 60 *20 = 3360 м.

7. Согласно графику ППР после третьего массового взрыва станок останавливается на текущий ремонт Т2 продолжительностью 6 смен (48 часов).

Бурение продолжится 22 числа после 16-00.

8. Объем работ до четвертого взрыва.

Q4 = Q3 + Нв * N4 = 3360 + 60 *14 = 4200 м.

9. Объем работ до конца месяца.

Q5 = Q4 + Нв * N5 = 4200 + 60 *10 = 4800 м.

Строим график работы бурового станка.

Таким образом месячный план экипажа бурового станка СБШ -250МН составит 4800 м.

Организация взрывных работ на карьерах.

Промышленное развитие взрывной отбойки горных пород в больших объемах получило широкое распространение с 19 века после изобретения динамита, а затем более безопасных аммиачно-селитренных ВВ и аммонитов.

Дальнейшее развитие ВВ идет в направлении повышения безопасности в обращении с ними, увеличения их мощности и снижения стоимости.

На железорудных карьерах получили распространение безтротиловые ВВ на основе аммиачной и кальциевой селитр, в том числе и горячельющиеся.

Для приготовления ВВ, транспортировки его к пробуренным скважинам и заряжания скважин на горных предприятиях созданы специальные взрывные цехи (участки). Участки состоят из завода (пункта) приготовления ВВ, специальных большегрузных автотермосов (40 т), которые транспортируют расплавленные ВВ к скважинам.

После заряжания (заливки) и застывания ВВ сверху скважины опускается патрон-боевик, который присыпается 2 - 3 мешками амиачно-селитрового гранулированного ВВ. Долее монтируется взрывная сеть (соединение зарядов между собой).

Основные рекомендации, которые необходимо выполнять при организации взрывных работ:

Так как на период коммутации взрывной сети, взрывания и проветривания забоев прекращается работа карьера, то взрывные работы следует проводить как можно реже (1 раз в месяц, в 2 недели и в неделю) и равномерно.

Взрывники должны быть профессионально подготовлены и их оплата труда должна быть повременно-премиальная.

Ориентировочно явочная численность взрывников определяется по формуле:

Чяв = 0, 83 * Асут,

где Асут - среднесуточный объем взрываемой горной массы, тыс. м3.

График организации взрывных работ на карьере.

Операции	Дни недели
	Пятн.	Субб.	Врск.	Пон.	Втор.	Сред.	Четв.
Подготовка к заряжанию	????	?
Заряжание скважин		???	????	????	????	????
Монтаж взрывной сети							?
Взрывание, проветривание							?
Контроль взрыва и атмосферы							?
Ликвидация последствий							?¦

Вторичное дробление.

После взрыва и экскавации горной массы в забое остаются негабаритные куски взорванной горной массы. Негабаритными считаются куски, которые невозможно погрузить в транспорт и или ограничиваются размером дробилки крупного дробления. Остаются также неровности подошвы уступа, которые необходимо устранить.

Способов вторичного дробления несколько.

Для ликвидации неровностей подошвы уступа и дробления негабарита применяется мелкошпуровой способ.

Для дробления негабарита, помимо мелкошпурового способа, применяются кумулятивные накладные заряды, а также - механический и электрофизический способы.

Организация выемочно-погрузочных работ.

Выемка и погрузка горной массы - один из основных процессов при добыче полезных ископаемых.

Основная цель организации комплекса выемочно-погрузочных работ состоит в том, чтобы обеспечить максимальное использование технических возможностей горно-транспортного оборудования при соблюдении всех ограничений по технологии, качеству продукции, технике безопасности и ремонтных регламентов.

В практике открытых горных работ используются различные виды выемочно-погрузочного оборудования цикличного и непрерывного действия.

При разработке скальных пород и руд используется оборудование цикличного действия (экскаваторы). При разработке рыхлых пород возможно использование оборудования непрерывного действия (роторные комплексы и гидровскрыша).

Выемочно-погрузочные работы сопровождаются значительным количеством вспомогательных работ, что свидетельствует о сложности их эффективной организации.

Главный параметр, характеризующий эффективную работу экскавации это эксплуатационная производительность, которая зависит от емкости ковша, коэффициента экскавации, продолжительности цикла экскавации и коэффициента использования экскаватора во времени.

Коэффициент экскавации определяется:

Кэ = Кнап/Кразр

где Кнап - коэффициент наполнения (колеблется 0, 9-1, 1) ;

Кразр - коэффициент разрыхления (колеблется 1, 3-1, 5)

Графи цикла черпания экскаватора ЭКГ - 8И.

Операции	Время, сек.
	4	8	12	16	20	24	28	32	36	40
Черпание	¦¦¦¦ ===	¦¦¦¦ ===	¦¦¦¦ ===	¦¦¦¦ ===
Вывод ковша из забоя					¦¦¦
Поворот к транспорту					=	¦¦
Установка ковша под разгрузку					=	¦¦
Разгрузка						==	¦¦¦¦
Подбирание рукояти							==	¦¦¦¦	¦
Поворот экскаватора к забою							==		¦¦¦
Опускание ковша							=			¦¦¦

Машинист экскаватора может совмещать во времени отдельные операции. Например, выведение ковша из забоя и поворот к месту разгрузки или обратный поворот к забою и подбирание рукояти и опускание ковша.

Сокращение цикла экскавации на 1 сек. Увеличивает производительность экскаватора на 3-5%.

Рациональная установка экскаватора в забое должна быть такой, чтобы угол поворота ковша к транспортному средству был минимальным. Уменьшение угла поворота на 15 град. Позволяет увеличить производительность экскаватора на 10%.

Значительное время занимает операция черпания. Продолжительность этой операции зависит от сопротивления движению ковша (крепость пород), толщиной снимаемого слоя, развалом горной массы и высотой уступа.

Увеличение использования экскаватора во времени возможно за счет:

Выбора эффективной организационно-технологической схемы отработки выемочных блоков.

Сокращения простоев в работе, времени ремонтов, времени ожидания транспорта.

Выбора эффективного годового и суточного режима работы участка и предприятия, при которых достигается максимальная продолжительность оперативного времени.

Коэффициент использования экскаватора во времени колеблется от 0, 5-0, 8 при погрузке в Ж/Д транспорт и 0, 8-0, 9 в автосамосвалы.

Производительность экскаватора зависит от форм забоя и от вида и схемы подачи транспорта.

Различают тупиковые и фронтальные забои (рисунки).

Экскаваторы-драглайны могут работать по бестранспортной схеме, т. е. могут производить перевалку горной массы из забоев сразу в отвалы. Применяется на меловых отвалах.

Пример сменного пооперационного графика работы экскаватора ЭГК - 8И с погрузкой в ж/д транспорт (приводится рисунок)

Когда в забое полезное ископаемое и руда встречаются не сплошным массивом, а вместе отбиты отдельными слоями (линзами), то вскрыша или руда выбираются по порядку попадания под выемку. В некоторых случаях приходится производить селективную выемку вскрыши для производства щебня, мела, песка.

В этом случае эксплуатационная производительность экскаватора существенно снижается.

Организация отвальных работ.

При разработке месторождений открытым способом различают два типа отвалов: внутренние и внешние. Внутренними называют отвалы, расположены в выработанном пространстве карьера. Внешними называют отвалы вне карьера.

Внутренние отвалы образуют, как правило, по бестранспортной системе с помощью шагающих экскаваторов.

При разработке железорудных месторождений применяются в основном внешние отвалы. В зависимости от применяемого оборудования они бывают экскаваторные и бульдозерные. На экскаваторные отвалы вскрыша транспортируется железнодорожным транспортом, а на бульдозерные - автомобильным транспортом.

Экскаваторное отвалообразование включает в себя укладку породы в отвал и переноску железнодорожного пути. Укладка породы в отвал производится ковшовым экскаватором. Пути переносятся краном или специально оборудованным бульдозером. Отвал можно образовывать как в направлении въезда в тупик отвала, так и в обратном направлении. В последнем случае переукладка пути может совмещаться с укладкой породы в отвал. Экскаватор укладывает породу в трех направлениях: вперед - по ходу экскаватора, под откос и назад по ширине заходки на высоту верхнего уступа отвала. У места разгрузки экскаватор образует приямок, в который разгружаются думпкары. Переукладка породы производится как во время разгрузка вагонов, так и в перерыве между подачей вагонов.

Из графика видно, что планирование переукладки путей и ремонтов по отвальному участку следует планировать так, чтобы распределять их во времени поочередно и равномерно. Продолжительность ремонтных работ должна соответствовать установленным нормативам.

Организация бульдозерного отвалообразования значительно проще, чем экскаваторного. Она не требует укладки рельсовых путей, применения тяжелых локомотивов и подвижного состава. Автотранспорт может быть использован при расстоянии транспортирования до 6 км.

Отвальные работы состоят из разгрузки автосамосвалов и планирования бровки бульдозером. Достоинством бульдозерных отвалов является: простота работ, возможность быстрого наращивания высоты отвала, большая маневренность применяемого оборудования. Схема бульдозерного отвала показана на рисунке.

Водитель автосамосвала разворачивается и задним ходом подает машину к бровке отвала, останавливает ее в 3-5 м от бровки и разгружает горную массу на рабочую площадку. Затем машинист бульдозера перемещает горную массу к бровке отвала и отсыпает ее.

Число бульдозеров, действующих на рабочей площадке отвала, должно обеспечить отсыпку в отвал всей породы, доставленной автосамосвалами за смену (сутки).

Объем породы в разрыхленном состоянии в призме волочения бульдозера за один цикл определяется по формуле:

Аб = (LH2) *Кп/2m,

где L - ширина отвала бульдозера, м;

H - высота отвала, м;

Кп - коэффициент, учитывающий потери при перемещении горной массы (Кп = 0, 95) ;

m - отношение H/ L.

Продолжительность цикла бульдозера выражается формулой:

Тц = Тн + Тпер + Тотс +Тхх,

где Тн - время наполнения отвала бульдозера, сек;

Тпер - время перемещения породы, сек;

Тотс - время на отсыпку перемещаемой породы, сек;

Тхх - время на возвращение бульдозера обратно в исходное положение (холостой ход), сек;

Часовая производительность бульдозера в этом случае будет составлять:

Пч = 3600*Аб/Тц.

По соотношению часовой или сменной производительности бульдозера и

автосамосвала в м3 определяется количество бульдозеров, необходимое для складирования в отвал вскрыши, вывозимой автосамосвалами.

Бульдозер обслуживается одним машинистом бульдозера.

Организация работы карьерного транспорта.

Добытую в забоях руду нужно быстро и с наименьшими затратами доставить на усреднительный склад или фабрику, вскрышные породы в отвал. Производственная мощность карьера по горной массе определяется количеством руды и вскрышных пород, которые будут вывезены из карьера транспортными средствами.

Наилучшие показатели транспортных средств достигаются при отсутствии их простоев в ожидании погрузки. При этом работа экскаваторов будет наиболее эффективна при наличии транспортных средств под погрузкой.

На горных предприятиях необходимо учитывать вероятностный характер исходных данных, которые используются в расчетах производительности горного и транспортного оборудования. На производительность экскаваторов влияет множество факторов: изменчивость свойств пород на различных участках уступов, степень дробления массива при взрывных работах, бесперебойность подачи транспортных средств. В свою очередь, работа транспортных средств должна находится в полном соответствии с законами развития рабочей зоны карьера (обеспечивать необходимые скорости движения экскаваторных забоев, рабочих уступов и понижения горных работ).

Ограничительными условиями при расчетах транспорта в карьере являются провозная способность транспорта и пропускная способность карьерных дорог.

На железорудных карьерах основными видами транспорта являются железнодорожный и автомобильный. В ограниченных количествах применяется конвейерный и гидравлический (трубопроводный) транспорт.

Движение транспортных средств организуется по закрытым, открытым и комбинированным циклам.

Закрытый цикл - когда за экскаватором закреплено определенное количество ж/д составов или автосамосвалов. Недостаток повышенные простои экскаватора и транспорта. Для ж/д применяется редко, чаще для автосамосвалов.

Открытый цикл - транспорт направляется туда, где свободен экскаватор. Простои минимальны. Требуется дополнительное оснащение средствами связи. В последнее время основной цикл.

Организация работы железнодорожного транспорта.

По доле перевозимых грузов этот вид транспорта наиболее распространен на горных работах.

Транспортные средства перемещаются по железнодорожным путям с колеей 1524 мм.

Достоинства ж/д транспорта:

- мощные грузопотоки (млн. м3 в год) ;

- высокая надежность и долговечность вагонов и локомотивов;

- экологичность (не образуется выхлопных газов и пыли, мало шума) ;

- обязывает к квалифицированному ведению горных работ;

- самый дешевый.

Недостатки:

- небольшие преодолеваемые уклоны (до 40%) ;

- трудоемкие в содержании и затратные путевые работы;

- не эффективен при селективной выемке пород и руд.

Чем более развита сеть железнодорожных путей в карьере (двухпутевая колея), тем выше производительность ж/д транспорта. Однако себестоимость перевозок при этом может увеличиться.

На практике в карьерах применяется однопутевая дорога с многими разъездами, обеспечивающими рассредоточение грузопотоков.

Работа ж/д транспорта, как правило, организуется по открытому циклу.

Различают два вида графиков: парный и пакетный.

Парный график применяется на небольших расстояниях транспортирования (до 3-4 км). Идет поочередная подача поездов под погрузку и прием груженного состава на станции где производится их разминовка.

Пакетный. Поезда отправляются вслед друг за другом. Затем в той же последовательности принимаются на станции порожние составы. В пакетах бывает 2 и более составов и обслуживают несколько экскаваторных забоев.

Пример пакетного графика движения 2 поездов, обслуживающих 2 экскаватора. Вскрыша поставляется через станцию «Породная» на отвальные тупики.

Оперативное руководство осуществляет диспетчер. Основной рабочий документ - графики движения поездов плановый и фактический.

Организация работы автотранспорта.

Автомобильный транспорт быстро распространяется на карьерах, вытесняя во многом ранее применявшийся железнодорожный. Сейчас имеется большое разнообразие автосамосвалов грузоподъемностью от 27 до 210 т.

Эффективное применение автотранспорта рекомендуется при расстоянии транспортировки до 3, 5 км.

Преимущества автотранспорта:

- быстрая адаптация к меняющимся условиям и параметрам систем разработки;

- преодолевает большие углы наклона (до 60%) ;

- рационально применять при селективной выемке.

Недостатки:

- пыль, газ, шум.

На железорудных карьерах широкое распространение получили комбинированные схемы, включающие ж/д и автомобильный транспорт.

Общая продолжительность рабочего цикла автосамосвала определяется:

Тца = Тп + Тр + Тоб + Тдв + Тож,

где Тп - время погрузки;

Тр - время разгрузки;

Тоб - время обмена автосамосвалов (от момента окончания погрузки предыдущего до начала погрузки данного) ;

Тдв - время движения автосамосвала в грузовом и порожнем направлениях;

Тож - время ожидания погрузки и разгрузки.

Время погрузки Тп = н * Тцэ,

где н - число ковшей горной массы, погружаемой в кузов;

Тц. - продолжительность рабочего цикла экскаватора.

Число ковшей горной массы определяется из двух условий:

- по вместимости кузова

нв = Оав/ (Ок*Кн),

где Оав, Ок - соответственно, объем кузова и объем ковша;

Кн - коэффициент наполнения ковша.

- по грузоподъемности

нг = Рав *Кр / (Ок*Кн*г),

где Рав - грузоподъемность автосамосвала;

Кр - коэффициент разрыхления;

Г = плотность погружаемой горной массы.

К расчету следует принимать целое наименьшее число по расчетным формулам.

Время на обмен стараются уменьшить за счет более совершенной организации подачи автосамосвалов под погрузку. (Рис)

Оценивая автомобильный транспорт в целом, следует отметить, что он обеспечивает высокую интенсивность отработки карьера за счет повышения производительности экскаваторов и возможности уменьшения длины блоков (до 150-200 м по сравнению с 500 - 1000 м при ж/д). Что очень важно при увеличении глубины карьера.

Конвейерный транспорт.

Конвейеры обеспечивают возможность непрерывной подачи вскрышных пород или полезного ископаемого равномерным потоком. Скорость движения ленты достигает 5-6 м/сек, ее ширина до 3 м и производительность до 30 тыс. т/час. Наклон ленточных конвейеров достигает 16-18 град. (290%), что во много раз превышает подъемы автомобильных и железных дорог. Поэтому для прокладывания конвейерных линий нужна незначительная площадь. Конвейерные установки в карьерах имеют длину 5-12 км.

Однако применение этого вида транспорта ограничено крупностью скального материала. Для предотвращения быстрого износа ленты и роликоопор допускается наибольший размер куска 250-400 мм.

Серьезные трудности связаны с передвижением конвейеров вслед за перемещением рабочих уступов и работы на криволинейных участках карьеров.

На железорудных карьерах конвейерный транспорт применяется в комплексе с роторными экскаваторами и при циклично-поточной технологии. При этой технологии автосамосвалы перевозят руду из забоев до перегрузочной площадки, где установлены дробилки, а далее дробленная руда конвейером подается на обогатительную фабрику (Стойленский и Ковдорский ГОКи).

Широкое применение этот вид транспорта получил в угольной промышленности (Канско-Ачинский, и Экибазтуский разрезы).

Гидротранспорт.

Нашел применение при транспортировке рыхлой вскрыши, хвостов обогащения и товарного концентрата.

Преимущества:

- высокая производительность;

- экологичность;

- большие уклоны (15 град.) и расстояния (до 20 км).

Недостатки:

- сезонность работы;

- тяжелые условия работы (влажность) ;

- требует больших площадей для отвалообразования;

- дополнительных мероприятий против пыления отвалов.

Тема 10. Организация работ на технологических процессах подземных горных работ

Организация буровзрывных работ на шахте.

Технологический процесс бурения скважин на подземных горных работах отличается от аналогичного процесса на открытых горных работах. Во- первых, глубина бурения скважин достигает в среднем 50м. Во - вторых,

На подземных горных работах скважины бывают нисходящие и восходящие.

Для бурения скважин предварительно проходят нарезные выработки (штреки или орты) сечением до 10 м2, из которых производится бурение взрывных скважин диаметром 105 мм буровыми станками НКР-100М с погружными пневмоударниками. Буровые станки массой свыше 300 кг навешиваются на распорную колонку. В таком состоянии производится бурение как одиночных так и вееров скважин. Глубина восходящих вееров

скважин до 20 м. Глубина нисходящих одиночных скважин до 50 м. Процесс бурения состоит из следующих операций:

1. Приведение забоя в безопасное состояние.

Установки бурового станка на распорной колонке.

Забуривание скважин и установка обсадной трубы (для нисходящих скважин).

Замена буровой коронки.

Бурение скважины на 1 штангу (глубиной 1. 2 м).

Наращивание буровых штанг.

Подъем снаряда, замена затупившейся коронки и опускание снаряда.

Продувка скважины.

Перенос бурового станка на очередную скважину.

Так, как время бурения скважины на длину буровой штанги составляет 15-25 минут в зависимости от крепости горных пород, а время вспомогательных операций (наращивание буровых штанг) составляет 2-3 минуты, то практикуется многостаночное обслуживание. Наибольшее распространение получила организация труда, когда один машинист обслуживает 2 буровых станка. Иногда 2 машиниста обслуживают 3 буровых станка. Реже 1 машинист обслуживает 3 буровых станка.

Например, на шахте им. Губкина производительность труда машиниста бурового станка при работе на одном станке НКР-100М составляет 16-18 м/смену. При работе на 2 станках 25-30 м/смену. На буровом горизонте камеры иногда работают 8-10 буровых станков.

Заряжание и взрывание скважин.

Перед заряжанием скважины очищаются (продуваются сжатым воздухом). Далее в зависимости от применяемого ВВ (граммонит) нисходящие скважины засыпаются или заряжаются зарядными машинами. Восходящие скважины заряжаются зарядными машинами. В смену, когда производится коммутация взрывной сети, из шахты выводятся все работники (кроме взрывников и лиц надзора). После этого производится взрывание заряженных скважин. После массового взрыва и проветривания шахты, приступают к ликвидации последствий взрыва (ремонт и восстановление нарушенных горных выработок и коммуникаций). На шахте им. Губкина массовые взрывы производятся ночью с субботы на воскресение с таким расчетом, чтобы в понедельник утренняя смена шахты приступила к работе.

Организация проведения горизонтальных горно-подготовительных выработок.

Опережающие по сравнению с добычей руды темпы проведения горных выработок являются одним из основных условий ритмичной и производительной работы шахты. Проведение горных выработок связано со значительными трудностями, трудовыми и материальными затратами. Например, на шахте им. Губкина на проходке горных выработок занято до 30% основных рабочих, а затраты на их проведения составляют свыше 25% общих затрат на добычу руды.

От скорости проведения горных выработок зависит создание необходимого фронта добычных работ, своевременная подготовка новых добычных блоков и применение прогрессивных систем разработки месторождения.

Основными причинами, ограничивающими скорость проведения выработок, являются:

Ограниченность фронта работ. В забое выработки, как правило, работают 2 проходчика.

Технология проведения выработок предполагает ряд последовательных технологических процессов, совмещение которых во времени не всегда возможно.

Взрывание шпуров и проветривание забоя выработки часто требует увязки во времени с ведением буровых и добычных работ.

Проведение горных выработок различного назначения представляет собой комплекс рабочих процессов и операций, выполняемых в определенной последовательности. Эти процессы повторяются циклично.

Основным способом проходки горных выработок на железорудных шахтах является буро-взрывной. Он предусматривает выполнение следующих операций:

Бурение шпуров.

Заряжание и взрывание шпуров.

Проветривание забоя.

Погрузка взорванной горной массы.

Укладка временных рельсовых путей.

Укладка постоянных рельсовых путей.

Бурение шпуров осуществляется перфораторами ПП-63, установленными на пневматический податчик распорных колонок ЛКРТ. В зависимости от сечения выработки в забое одновременно может работать 1, 2, или 3 установки. Как правило, на 1 установке работает один проходчик. В крепких породах, при низкой скорости бурения, один проходчик может обслуживать 2 установки ЛКРТ.

Количество шпуров зависит от сечения выработки, крепости горных пород и типа применяемого ВВ и определяется паспортом БВР. Например, на шахе им. Губкина при сечении выработок 10 м2 бурят 30-35 шпуров.

Глубина шпуров может меняться от 1, 5 до 2, 4 м. Она является главным параметром определяющим продолжительность проходческого цикла, так как от нее зависит продолжительность процесса бурения и погрузки горной массы. Продолжительность этих процессов в сумме составляет до 80% продолжительности проходческого цикла. Другие, условно-постоянные для цикла, процессы (приведение забоя в безопасное состояние, установка и обмен бурового и погрузочного оборудования, взрывание и проветривание, укладка временного пути) не зависят от глубины шпуров. Чем больше глубина шпуров, тем меньше доля затрат времени на эти процессы, приходящаяся на 1 м3 выработки.

Так как в соседних камерах проводятся добычные или буровые работы, то ведение взрывных работ и проветривание забоя в течение смены в большинстве случаев невозможно.

В связи с этим глубина шпуров рассчитывается таким образом, чтобы заряжание производилось в конце смены, а взрывание и проветривание в междусменный перерыв.

Заряжание шпуров может производится патронированными (6ЖВ) или рассыпными (гранулитами) ВВ. Патронированными ВВ заряжание производится вручную, а гранулитами - с помощью зарядчиков.

Перед заряжанием вплотную к забою укладываются временные рельсовые пути.

Погрузка взорванной горной массы производится породопогрузочными машинами 1ППМ-5 с емкостью ковша 0, 3 м3 в шахтные вагоны ВГ-2, 5. Погрузка производится повагонно. После загрузки вагона его электровозом 10КР транспортируют до разминовки, оттуда очередной пустой вагон подается к погрузочной машине. В погрузке участвуют 2 проходчика, один из которых совмещает профессию машиниста электровоза. Продолжительность процесса погрузки зависит от объема взорванной горной массы за цикл и от расстояния до разминовки.

После погрузки горной массы погрузочная машина транспортируется на безопасное от взрыва расстояние и в забой доставляется буровое оборудование. И цикл повторяется.

После проходки откаточной выработки на проектную длину проходчики транспортируют погрузочное и буровое оборудование в очередную выработку. Путевые рабочие демонтируют временные рельсовые пути (Р24) и укладывают постоянные (Р43).

Продолжительность проходческого цикла определяется:

Тц = Тпз + Тб + Тзв +Тпр + Тзо +Тпогр + Тпут,

где Тпз - продолжительность подготовительно-заключительных операций, 15 мин. ;

Тб - продолжительность бурения, мин. ;

Тзв - продолжительность заряжания и взрывания, 20 мин. ;

Тпр - продолжительность проветривания, 30 мин. ;

Тзо - время замены оборудования, 15 мин. ;

Т погр - продолжительность погрузки горной массы, мин. ;

Тпут - время укладки временного пути, 10 мин.

Продолжительность бурения шпуров определяется

Тб = N * l * Нврб / n,

где N - количество шпуров, шт. ;

L - глубина шпуров, м;

Нврб - норма врмени на бурение 1 м шпура, мин. ;

n, - число проходчиков, занятых на бурении, чел. ;

Продолжительность погрузки горной массы определяется:

Тпогр = S * l * с * Нврп,

где S - сечение выработки, м2;

С - коэффициент использования шпуров (КИШ), (0, 8-0, 95) ;

Нврп - норма времени на погрузку 1 м3 горной массы в целике, мин. ;

На практике продолжительность цикла с учетом работы добычного и бурового участков и необходимости проветривания в междусменный перерыв принимается равной продолжительности смены. Режим работы проходческих и буровых участков на рудных шахтах принят 3 или 2 смены, продолжительностью по 7 часов. Исходя из этого условия, определяется необходимая глубина шпуров

L = (Тсм - Тпз - Тзв - Тзо - Тпут) / (N * Нврб / n + S * с * Нврп)

Пример графика организации работ при проведении откаточной выработки сечением 10 м2 в условиях шахты им. Губкина.

Процессы и операции	Время, мин.	Время смены, мин.
		60	120	180	240	300	360	420	Перерыв
1. Подготовительно-заключительные операции	15	¦
2. Погрузка горной массы	160	¦¦	¦¦¦¦
3. Обмен оборудования	15			¦
4. Бурение шпуров	200			¦¦¦	¦¦¦¦	¦¦¦¦	¦¦¦¦
5. Укладка временного пути	10							¦
6. Заряжание шпуров	20							¦
7. Взрывание и проветривание	30							¦

Особенности проведения нарезных (буровых) выработок.

Нарезные выработки - это, как правило, безрельсовые выработки. Процессы бурения шпуров, заряжания и взрывания аналогичны процессам при проведении горно-подготовительных выработок. Только погрузка горной массы производится погрузочно-транспортными (ПТ-4) или импортными погрузочно-доставочными (ЕСТ) машинами на пневмошинном ходу. Так как нарезные выработки расположены на близком расстоянии друг от друга (до 40 м), то один комплекс машин, включающий буровые установки и погрузочную технику, может одновременно обслуживать несколько забоев.

Сменное звено из 3 проходчиков обслуживает 3 забоя. На начало смены в 2 и 3 забоях находится взорванная горная масса. Один из проходчиков с помощью погрузочно-транспортной машины ПТ-4 производит погрузку и доставку к рудоспуску горной массы из забоя 2. Два других проходчика с помощью буровых установок ЛКРТ производят бурение шпуров в забое 1. Глубина бурения шпуров рассчитана таким образом, чтобы время уборки горной массы и время бурения шпуров были примерно одинаковыми и составляли 40% общего времени смены. После уборки горной массы в забое 2 проходчик перегоняет ПТ-4 в забой 3, где продолжает погрузку горной массы. Закончив бурение в забое 1, оба проходчика переносят бурильные установки в забой 2, где продолжают бурение шпуров. К концу смены в забоях 1 и 2 производится заряжание и взрывание шпуров, а забой 3 очищен от взорванной горной массы и подготовлен к бурению шпуров следующей сменой. В забоях 1 и 2 после проветривания к следующей смене будет находиться взорванная горная масса.

Организация проведения шахтных стволов.

Проходка стволов относится к строительству шахт и представляет собой наиболее трудоемкий и продолжительный процесс в общем комплексе строительных работ. На него приходится до 60% общего срока строительства шахты и 30% его стоимости. От эффективной организации проходки ствола зависят экономические показатели строительства или реконструкции горного предприятия.

При обосновании схемы сооружения, в том числе проходки, ствола используют следующие показатели: продолжительность и скорость проходки, стоимость строительства и приведенные затраты.

Продолжительность сооружения ствола - это время выполнения комплекса работ от начала оснащения проходки до установки постоянного оборудования и сдачи в эксплуатацию в полном соответствии с проектом.

Процесс сооружения ствола включает следующие этапы:

Планировка площадки и оснащение необходимым оборудованием. При проходке ствола в обводненных породах в этот период проводится комплекс работ по водопонижению или замораживанию горных пород.

Проходка устья ствола.

Проходка основной части ствола с креплением в соответствии с проектом.

Проходка части выработок околоствольного двора.

Переоборудование ствола для его армирования.

Армирование ствола, сооружение лестничного отделения, прокладка трубопроводов и кабелей.

Оборудование ствола постоянной подъемной установкой в соответствии с его назначением (скиповый или клетевой).

Средние сроки сооружения ствола 5-8 лет в зависимости от его глубины и сечения. Например, ствол №6 шахты им. Губкина глубиной 300 м строился 6 лет.

Каждый из вышеприведенных процессов представляет самостоятельный технологический комплекс работ. Поэтому, в зависимости от горно-технических условий, назначения ствола, технологии отработки месторождения, существует несколько схем проходки стволов.

В основу классификации схем проходки стволов положена взаимосвязь процессов буро-взрывной выемки породы и возведения постоянной крепи во времени и в пространстве.

По этому признаку различают следующие схемы проходки стволов:

Последовательная, при которой выемку породы и возведение постоянной крепи производят в разное время и в разных звеньях.

Совмещенная (совместная), при которой выемку породы и возведение постоянной крепи производят в разное время или с некоторым совмещением

в одном звене, при этом возведение крепи включают в проходческий цикл.

3. Параллельная, при которой выемку породы и возведение постоянной крепи совмещают во времени, но производят в разных звеньях.

4. Параллельно-щитовая, при которой выемку породы и возведение постоянной крепи совмещают во времени и производят в одном звене, что позволяет применить щит-оболчку.

Параллельно- щитовая схема является наиболее прогрессивной и обеспечивает высокие скорости проходки ствола. Однако, она требует некоторого увеличения подготовительно-переходных периодов, что связано с монтажом и демонтажом сложных комплексов проходческого оборудования.

Комплекс оборудования КС-8 при проходке ствола диаметром 7м включает грейферный погрузчик с емкостью грейфера 1 м3, бадью емкостью 6. 5 м3, бурильную установку БУКС-1М. Бурильная установка БУКС-1М с двумя и более бурильными машинами может бурить шпуры глубиной 3-4, 5 м. Диаметр шпуров может быть 42 или 52 мм. Глубина бурения шпуров рассчитывается таким образом, чтобы продолжительность проходческого цикла была кратной продолжительности смены. Все это оборудование подвешено на нижней части щита.

В средней части щита имеется рабочий полок, с которого производится крепление ствола. В верхней части щит закрыт предохранительным полком.

В период уборки взорванной горной массы и бурения шпуров, который занимает иногда несколько суток, производится крепления ствола. Крепление ствола в неустойчивых и обводненных породах производится тюбинговой крепью, а в устойчивых породах - бетонной или торкрет-бетонной крепью.

К показателям оценки эффективности схем проходки ствола для конкретных условий относятся: удельные затраты времени на выемку 1 м3 горной массы за один проходческий цикл, объем породы выдаваемой в единицу времени, техническая скорость проходки ствола, стоимость проходки 1 м3 ствола, производительность труда проходчика.

Организация выпуска и погрузки отбитой руды на железорудной шахте.

Отбитая с помощью массовых взрывов руда из камер (Рисунок) поступает в выпускные воронки, пройденные в днище блока, и долее на вибропогрузочные установки (ВВДР-5). С помощью вибропогрузочных установок руда грузится в шахтные вагоны ВГ-4.

Для наиболее полного извлечения (сокращения потерь) днище блока оформляется наклонным или в виде траншеи. В нижней части траншеи проходят выпускные воронки, которые с откаточной выработкой соединяются наклонной доставочной выработкой, где монтируется вибропогрузочная установка. Вибропогрузочная установка представляет собой металлическую платформу, установленную в нижней части на упругих элементах (пружинах). Со стороны откаточной выработки к платформе крепится вибратор, представляющий собой электродвигатель с дебалансами.

При вращении дебалансов платформа совершает вибрационные движения и руда из выпускных воронок по платформе перемещается вниз и грузится в шахтные вагоны.

При выпуске и погрузке отбитой руды принимают участие машинист вибропогрузочной установки, машинист электровоза и взрывник, обслуживающий несколько погрузочных точек. На железорудных шахтах широко практикуется совмещение профессии взрывника машинистом вибропогрузочной установки. На шахтах, где технология горных работ позволяет производить взрывные работы в течение смены, наличие взрывников является целесообразным.

Организация выпуска и погрузки отбитой руды из камер включает следующие операции:

Приведение рабочего места в безопасное состояние.

Погрузка первого вагона.

Подача звукового и светового сигнала машинисту электровоза на передвижение состава.

Зачистка пути.

Повторение П 2, 3 и 4.

При попадании негабарита или зависании руды в выпускной воронке подается сигнал машинисту электровоза.

Переезд незагруженного состава и переход машиниста вибропогрузочной установки к соседней вибропогрузочной установке.

Повторение п. 2. 3. 4., а при очередном попадании негабарита (п. 6 и 7).

Взрывное разрушение негабарита и ликвидация зависаний (в конце смены).

Проветривание рабочего места (как правило, в междусменный перерыв).

После загрузки состава вагонов машинист вибропогрузочной установки сообщает диспетчеру и в дальнейшем может быть несколько вариантов продолжения работы. Состав, как правило, состоит из десяти вагонов.

Диспетчер присылает очередной состав.

Если позволяет схема вентиляции шахты, то производится взрывная ликвидация зависаний.

Машинист вибропогрузочной установки переходит в соседнюю камеру (если по условиям усреднения необходима руда другого качества).

Время погрузки состава составляет в среднем 30-40 минут. Время транспортировки груза к стволу и обратно, разгрузки состава составляет 25-30 минут. Поэтому на рудных шахтах, как правило, один погрузочный пункт обслуживает 2 электровозных состава.

Тема 11. Организация работ на обогатительных фабриках

Обогащение железных руд.

Добытые в карьерах или на шахтах железные руды, как правило, не могут быть непосредственно использованы в последующих металлургических пределах. Богатые руды проходят дробление и сортировку по крупности, а бедные руды (кварциты) направляются на переработку с целью повышения содержания железа.

Такая переработка железных руд называется обогащением.

При обогащении полезных ископаемых используют различные методы, выбор которых обусловлен особенностями физических или физико-химических свойств породообразующих минералов, а также их крупностью.

Наиболее широко применяются следующие методы обогащения:

Гравитационный, который основан на различии в характере и скорости движения минеральных частиц в водной, воздушной или тяжелых средах под действием силы тяжести. Его применяют, когда породообразующие минералы имеют различную плотность.

Магнитный метод учитывает магнитную восприимчивость минералов при воздействии на них магнитного поля определенной интенсивности в воздушной или водной среде. Это основной метод обогащения железных руд. Существует сухая и мокрая магнитная сепарация.

Электрический метод основывается на разделении минералов с различными электрическими свойствами, под действием электрического поля в воздушной среде изменяется траектория движения минеральных частиц.

Флотационный метод базируется на способности отдельных минералов избирательно прилипать к поверхности пузырьков воздуха в водной среде в присутствии специальных реагентов. Нашел ограниченное применение при обогащении железных руд (Полтавский и Михайловский ГОКи).

Промывка представляет собой процесс удаления в водной среде из минеральной массы глинистых включений.

Рудоразбока (ручная) основана на различии в цвете, блеске и форме разделяемых минералов. Как метод обогащения в настоящее время встречается крайне редко.

В результате обогащения полезных ископаемых получают концентрат и хвосты (отходы), в которых сосредоточивается основная масса пустой породы.

Производственный процесс обогащения на практике обычно подразделяют на: подготовительные, основные обогатительные, вспомогательные и обслуживающие операции.

Подготовительные операции включают дробление, измельчение, грохочение и классификацию руд, благодаря которым достигается раскрытие минералов за счет разрушения сростков полезного ископаемого с пустой породой. Цель их - довести сырую руду до крупности, обеспечивающей эффективность последующего технологического процесса обогащения.

К основным обогатительным процессам относят разделение минералов, при котором полезные компоненты, чаще в водной среде, выделяются в концентрат, а пустая порода - в хвосты. Обогащение железных руд производится с помощью магнитных сепараторов.

Вспомогательные операции включают в себя обезвоживание продуктов обогащения путем их сгущения, фильтрования и сушки с целью доведения до влажности, обусловленной требованиями транспортных перевозок. Хвосты обогащения складируются в хвостохранилища.

Обслуживающие операции обеспечивают непрерывность и эффективность всех процессов путем рациональной организации энерго- и водоснабжения, ремонтного обслуживания, материально-технического снабжения и бытового обслуживания.

Обогатительные фабрики классифицируются в зависимости от применяемого на них метода обогащения или типа перерабатываемого сырья. По этому признаку фабрики подразделяются на гравитационные, магнитные, флотационные и промывочные.

Несмотря на разнообразие применяемых методов обогащения и видов перерабатываемого сырья, большинство обогатительных фабрик идентичны по структуре. Практически на всех фабриках имеются следующие технологические звенья:

Дробильный комплекс.

Главный корпус с входящими в него отделениями измельчения, обогащения и сгущения.

Цеха (участка) обезвоживания, с отделениями фильтрации и сушки.

Комплекса складирования и погрузки готовой продукции.

Комплекса по удалению и складированию хвостов и рекультивации отработанных площадей хвостохранилища.

Кроме производственных подразделений обогатительные фабрики в своем составе имеют ряд вспомогательных и обслуживающих звеньев, обеспечивающих водо- и энергоснабжение, контроль технологического процесса, приготовление реагентов, ремонтные работы, химические анализы продуктов обогащения и бытовое обслуживание.

Производственный процесс обогащения, как и любой комплексный процесс, подразделяется на отдельные более простые процессы, в результате которых происходит частичное изменение крупности минерального сырья, извлечение полезных компонентов, уменьшение содержания влаги и другие. Изменение одного из этих компонентов приводит к появлению новой операции.

Рациональная организация основных технологических процессов на обогатительных фабриках базируется на следующих основных принципах: технологической специализации, регламентации, производственной пропорциональности, непрерывности, ритмичности, прямоточности и технологической параллельности.

Технологическая специализация представляет собой форму разделения общественного труда по технологическому признаку и служит основанием для формирования отдельных процессов обогащения, которые обеспечивают выпуск определенных промежуточных или конечных продуктов обогащения. Например, дробление (крупное, среднее и мелкое) с соответствующим выходом по крупности, отдельные стадии измельчения (1, 2, 3). На каждом процессе применяется специализированное оборудование и его обслуживают рабочие соответствующих профессий (дробильщики, машинисты мельниц, машинисты сепараторов, машинисты фильтров и др.)

Регламентация при обогащении основана на применении специальных стандартов, установленных на все технологические режимы, количественные и качественные параметры продуктов обогащения и процессы управления производством и ремонтными работами. Выполнение стандартов обязательно для всего персонала фабрики.

Производственная пропорциональность подразделений ОФ базируется на сбалансированности производственных возможностей всех звеньев технологической цепи. Это позволяет исключить диспропорцию между переделами обогащения и создать необходимые условия для его непрерывности.

Ритмичность производственного процесса обусловлена выпуском одинакового количества продукции в единицу времени. Ритмичному характеру работы ОФ способствует разработка и применение единого рабочего графика, определяющего деятельность всех звеньев фабрики в пространстве и времени.

Прямоточность процесса производства на ОФ обеспечивается созданием условий для прохождения продуктов обогащения во всех технологических и транспортных схемах кратчайшим путем с использование гравитационных сил. Этот принцип закладывается при проектировании и его выдерживают в дальнейшем при расширении производства и реконструкции. Цель прямоточности - сокращение продолжительности производственного цикла и затрат на основные фонды.

Технологическая параллельность обусловлена одновременным выполнением разных частей общего производственного процесса. В обогатительной практике это характерно при обогащении полиметаллических руд, когда получают несколько конечных продуктов. (концентраты ЛГОКа).

Один из важнейших оценочных показателей эффективности организации производственного процесса обогащения - продолжительность производственного цикла. Для ОФ этот показатель равен времени, в течение которого исходное минеральное сырье проходит последовательно все стадии переработки и превращается в готовую продукцию в виде концентрата.

Эффективность работы обогатительных фабрик во многом определяется качеством поступаемого сырья. Добываемые руды характеризуются определенными свойствами, которые предопределены совокупностью физических, химических и структурных особенностей минерального сырья. К таким свойствам относятся: дробимость и измельчаемость, влажность, крупность вкрапленности полезных минералов, содержание полезных компонентов и вредных примесей.

Эти особенности полезных ископаемых учитываются при проектировании технологической схемы обогащения.

Однако в процессе эксплуатации обогатительной фабрики на результаты ее работы сильно влияют отклонения от средних, принятых в проекте, значений свойств добываемого рудного сырья. Поэтому усреднение добываемой руды, поступающей на обогащение, является одним из важнейших условий эффективности работы обогатительных фабрик.

Под усреднением руды понимают комплекс операций, в результате выполнения которых уменьшается и стабилизируется в заданных пределах амплитуда колебаний качественных показателей сырой руды в определенных ее объемах.

Первая стадия усреднения производится в процессе ведения горных работ. В эту стадию входят следующие операции: опробование руды в массиве карьера (шахты) с целью планирования порядка и количества добываемой руды из различных забоев в течение суток, месяца и года и оперативное управление качеством руды в процессе ее добычи и транспортировки.

Поступающая на автосамосвалах из разных забоев руда на усреднительных складах разгружается в штабели параллельными слоями. Далее ковшовыми экскаваторами или фронтальными погрузчиками в направлении перпендикулярном простиранию слоев грузится в железнодорожный транспорт и доставляется на обогатительные фабрики.

Склады оборудуются несколькими экскаваторами с емкостью ковша 8-10 м3, которые выполняют весь комплекс работ по усреднению руды, формированию штабелей и погрузку ее в транспортные средства для доставки в корпус крупного дробления фабрики.

При добыче железных руд подземным способом процесс усреднения более сложный, так как в подземных условиях практически невозможно оборудовать ...