close

Вход

Забыли?

вход по аккаунту

?

Разработка Коунрадского месторождения медных руд

код для вставкиСкачать
Кунаев, Д. А. Разработка Коунрадского месторождения медных руд : пособие / ред. А. Ф. Суханов. - Алма-Ата : АН Каз. ССР, 1949. - 93 с. : табл. - (в пер.)
А К А Д Е М И Я Н А У К К А З А Х С К О Й С С Р Д. А. КУНАЕВ Кандидат технических наук РАЗРАБОТКА КОУНРАДСКОГО МЕСТОРОЖДЕНИЯ МЕДНЫХ РУД Под редакцией профессора доктора технических наук А. Ф. СУХАНОВА И З Д А Т Е Л Ь С Т В О А К А Д Е М И И Н А У К АЛМА-АТА 1949 К А З А Х С К О Й С С Р ПРЕДИСЛОВИЕ Открытые разработки месторождений полезных ископаемых, как самый прогрессивный, производительный и дешевый метод до-
бычи руд, с каждым днем приобретают все больше и больше зна-
чение в развитии горной промышленности СССР. В свете сказанного труд горного инженера, кандидата техни-
ческих наук Д. А. Кунаева «Разработка Коунрадского месторож-
дения медных руд» является полезным пособием для научных работников, инженеров и техников горной промышленности, и для студентов горных вузов и техникумов. Коунрадский рудник — крупнейшее горнорудное предприятие Советского Союза, первоклассно оснащен отечественной техникой и хорошо знаком Д. А. Кунаеву, так много проработавшему на нем, начиная с должности бурового мастера и кончая должностью глав-
ного инженера и управляющего рудником. Доктор технических наук проф. А. Ф. СУХАНОВ. I. КРАТКИЙ ГЕОЛОГИЧЕСКИЙ ОЧЕРК КОУНРАДСКОГО МЕСТОРОЖДЕНИЯ 1. ИСТОРИЯ ОТКРЫТИЯ, МЕСТОПОЛОЖЕНИЕ И ОРОГИДРОГРАФИЯ Месторождение Коунрад (фиг. 1) открыто осенью 1928 года. В итоге последующих геологоразведочных работ советских геологов, работавших в труднейших условиях, вдали от железных дорог и населенных пунктов, Коунрад определился как крупней-
шее месторождение медно-порфировых (вкрапленных) руд. Коунрадское месторождение находится в 17 километрах к северу от озера Балхаш, В Карагандинской области Казахской ССР. Район месторождения характеризуется полупустынной мест-
ностью, с редкой и убогой растительностью и бедным животным миром. В районе отсутствуют проточные воды, нет также и род-
ников. Русла речек и логов, за исключением периода короткого ве-
сеннего паводка, остаются в течение большей части года сухими. Снабжение предприятий и населения города Балхаша и Коунрад-
ского рудника водой осуществляется за счет озера Балхаша. Климат Прибалхашья резко континентальный с жарким ле-
том (до 50—55°С), иногда без единого дождя за все летнее время и значительными морозами зимой (до 35 — 40°С), со-
провождаемые то буранами, то чаще (ближе к осени и весне) туманами. Средняя годовая температура составляет около + 5°С. Ко-
личество годовых осадков не превышает 100 мм в год. В течение семи месяцев, когда озеро Балхаш свободно от льда, дуют силь-
ные и постоянные ветры, бывают также, хотя и редко, сильные ураганы, проявляющиеся с весны по осень. По данным метеорологических наблюдений, проведенных в течение ряда лет непосредственно на Коунраде, среднегодовая температура равна 6 — 8°С, среднее количество осадков в год со-
ставляет от 100 до 225 мм (минимум осадков приходится на ав-
густ) . Снеговой покров в районе месторождения ложится чрезвы-
чайно неравномерно и непостоянно. Глубина промерзания грунта не превосходит 1,5—2 м. Окрестности месторождения представляют собою слегка всхолмленную равнину, имеющую общий наклон к юго-востоку с рядом отдельных сопок в районе самого месторождения высотой до 15 — 30 м. На площади месторождения преобладают абсолют-
ные отметки от 650 до 700 м. 5 6 2. ФОРМА РУДНОГО ТЕЛА Коунрадское месторождение по форме представляет сложное тело, типа штокверка (фиг. 2), которое на глубине разделяется участком бедных руд и пустых пород (зона пережима) на две Фиг. 2. Один из продольных разрезов Коунрадского месторождения. клиновидные залежи: меньшую — восточную и большую по разме-
рам — западную (центральную). Штокверк имеет общее ВСВ простирание, но каждая из залежей, имеющая в плане грубо оваль-
ную форму, вытянута в ССЗ направлении. 3. ВЕРТИКАЛЬНАЯ ЗОНАЛЬНОСТЬ МЕСТОРОЖДЕНИЯ И ВЕЩЕСТВЕННЫЙ СОСТАВ РУД В центральной части месторождения оруденение отличается большой компактностью, однородностью и выдержанным составом руд. Морфология же краевых зон значительно сложнее. Одной из особенностей Коунрадского месторождения является нарушенная его зональность, выражающаяся в том, что между зоной окисления и зоной вторичного сульфидного обогащения за-
легает зона выщелачивания. Такая зональность не охватывает сплошь все рудное тело, но все же широко распространена: около 70% скважин установили такую нарушенную зональность. По характеру рудообразующих процессов и минералогическо-
му составу руд в подобных месторождениях выделяют следую-
щие зоны: 1) зона выщелачивания, 2) зона окисления, 3) зона смешанных руд, 7 4) зона вторичного сульфидного обогащения (халькозиновая зона), 5) зона первичных сульфидных руд. В сзязи с отмеченной выше зональностью месторождения Ко-
унрада разделяются на шесть больших групп: 1) руды поверхностной зоны выщелачивания, 2) руды зоны окисного обогащения, 3) руды зоны вторичного сульфидного обогащения, 4) руды глубинной зоны выщелачивания, 5) смешанные руды, 6) первичные сульфидные руды. П о в е р х н о с т н а я з о н а в ы щ е л а ч и в а н и я характе-
ризуется почти полным отсутствием медьсодержащих минералов. Медь в виде прилепок и примазок медной зелени встречается лишь по отдельным трещинам. Из других минералов, кроме породообразующих, в незна-
чительных количествах встречаются карбонаты кальция или магния. Р у д ы з о н ы о к и с н о г о о б о г а щ е н и я. Наибольшим распространением в этой зоне пользуются карбонаты меди — ма-
лахит и азурит. Помимо этих минералов имеются брошантит, хризоколла, тенортит, куприт и другие. Г л у б и н н а я з о н а в ы щ е л а ч и в а н и я имеет отчетли во выраженные верхнюю и нижнюю границы и характеризуется темнокрасной или бурой окраской за счет окислов железа. Мине-
ралогический состав зоны очень прост — руды представлены бу-
рыми окислами железа и очень редкими окисленными медными минералами. С м е ш а н н ы е р у д ы представлены следующими минера-
лами: карбонатами меди, брсшантитом, хризоколлой — типичными минералами окисленной зоны, вместе с пиритом и халькозином — типичными минералами зоны сульфидных руд. Четко выделить зону смешанных руд не представляется возможным. М е д н о е о р у д е н е н и е з о н ы в т о р и ч н о г о с у л ь -
ф и д н о г о о б о г а щ е н и я представлено, главным образом, халькозином, отчего зона называется халькозиновой. Минералоги-
ческий состав руд халькозиновой зоны сложен; минералы могут быть разбиты на три группы: 1) железосодержащие минералы, 2) медьсодержащие минералы, 3) прочие рудные минералы. Халькозиновая зона имеет сложную кровлю, что весьма ус-
ложняет условия ее отработки. П е р в и ч н ы е с у л ь ф и д н ы е р у д ы. Зона первичных руд, по сравнению с зоной вторичных руд, более бедна разнообразием минералов. В основном — это халькопирит и пирит и иногда блек-
лые руды. В верхних частях зоны встречается ковеллин, реже халькозин в виде тонких пленок на зернах халькопирита и пирита. Иногда в отдельных участках встречаются борнит и энаргит. Сложные формы и отсутствие резких границ в рудных зонах при массовой добыче руды затрудняют ведение селективной до-
бычи. 8 Наличие мощной зоны смешанных руд вызывает необходи-
мость, наряду с улучшением метода селективной добычи руды, изыскивать новые методы (они уже частично разработаны) сов-
местного обогащения окисленных и сульфидных руд, при доста-
точно высоких процентах извлечения меди. Для Коунрадского месторождения этот вопрос успешно разре-
шается рядом научных учреждений. Все руды, поступающие с Коунрадского месторождения на обогатительную фабрику Балхашского медеплавильного завода, делятся на три типа: сульфидные, окисленные и смешанные. 4. ГИДРОГЕОЛОГИЧЕСКИЕ УСЛОВИЯ МЕСТОРОЖДЕНИЯ Гидрогеологические условия Коунрадского месторождения бла-
гоприятны для разработки рудника. Малая степень обводненности месторождения требует незначительной затраты средств на откач-
ку рудничных вод. Месторождение приурочено к котловине, имеющей форму под-
ковы. Эта котловина только на юго-восточной стороне имеет выход в окружающую Коунрад равнину. Сравнительно высокие отметки месторождения и превышение над окружающей равниной делает площадь водосбора месторождения весьма ограниченной. Отметка уровня озера Балхаш, находящегося в 17 км к югу от месторожде-
ния, намного ниже средней отметки уровня грунтовых вод. Подзем-
ные воды Коунрада, как и поверхность, имеют общий уклон к юго-
востоку. Текущих поверхностных вод в районе месторождения нет. Только весной при таянии снега возникают небольшие временные потоки по склонам сопок, окружающих месторождение. В покровных песчано-глинистых образованиях, с дресвой и щебенкой изверженных пород в основании, наблюдаются весьма маломощные водоносные горизонты. Эти горизонты приурочены, главным образом, к большим блюдцеобразным впадинам долин, окружающих месторождение. Практического интереса эти воды не представляют, так как дебит их очень незначителен. В основном, подземные воды месторождения приурочены к трещинам вторичных кварцитов, которые являются основными по-
родами Коунрадского месторождения. Трещины пород на Коунраде разделяются на два вида: тре-
щина отдельности и кливажи и трещины тектонических зон. Трещины отдельности и кливажа имеют большое распростра-
нение лишь в верхних горизонтах месторождения. С глубиной они затухают и на глубине 300 — 350 м развитие их имеет самое не-
значительное распространение. В трещинах отдельности и кливажа встречаются подземные воды с очень небольшим дебитом. Наиболее водообильными на месторождении оказались тре-
щины тектонических зон. Большинство этих трещин выполнено брекчированной глинистой массой с обломками ожелезненных каолинизированных кварцитов. Дислокационные трещины на месторождении не имеют боль-
9 т о г о распространения, поэтому большого притока вод по этим трещинам ожидать нельзя. Можно сделать вывод, что, несмотря на большую водообиль-
ность трещин тектонических зон при малом их развитии, основ-
ная водоносность пород все же приурочена к трещинам отдель-
ности и кливажа. Учитывая, что как тектонические трещины, так и трещины кливажа заполнены глинисто-каолиновым материа-
лом, коэфициент фильтрации пород должен быть весьма незначи-
тельным. Столь простая гидрогеология Коунрадского месторождения является благоприятным условием для организации на руднике простейшего водоотлива. II. СИСТЕМА РАЗРАБОТКИ КОУНРАДСКОГО МЕСТОРОЖДЕНИЯ 1. СХЕМА ВСКРЫТИЯ МЕСТОРОЖДЕНИЯ Горно-технические условия залегания месторождения, топо-
графия местности над рудным телом и произведенные, исходя из заданной производительности рудника, технико-экономические расчеты обусловили следующую схему вскрытия Коунрадского месторождения. Фиг. 3. Схема вскрытия верхней части Коунрадского месторождения с расположением откаточных железнодорожных путей. Рельеф местности позволил с отметки 640 м произвести ввод рельсовых путей на вышележащие уступы непосредственно по по-
верхности, а на нижележащие до горизонта 620 м через специаль-
ную траншею при незначительном объеме горных работ. Это обстоятельство определило местоположение станции «Развязка» на горизонте 640 м и наметило первый этап вскрытия верхней части месторождения от горизонта 695 м до горизонта 620 м. Для этого потребовалось уложить от станции «Развязка» подъездные пути к образовавшимся между этими крайними отметками усту-
пам и связать эти уступы с отвалами пустых пород. Задача быстрейшего ввода в эксплоатацию рудника потребо-
вала снятия в минимально короткий срок огромного количества горной массы, покрывающей халькозиновые руды, и попутно со вскрышей добыть максимум окисленных руд. Осуществление этой задачи, в свою очередь, требовало вскрытия одновременно не-
11 12 скольких горизонтов. В этих целях, наряду с проведением желез-
нодорожных путей по поверхности, были проведены отдельные самостоятельные траншеи для въездов на горизонты: 1) главная восточная траншея, обеспечившая самостоятель-
ные въезды на горизонты 650, 640, 630 и 620 м (фиг. 3 и 4); 2) юго-западная траншея для въезда на горизонт 670 м; 3) западная траншея, обеспечившая вскрытие горизоитов 695 и 680 м; 4) северо-восточная траншея, обеспечившая вскрытие гори-
зонтов 670 и 660 м северного борта карьера с откаткой грузов на восточную группу отвалов; 5) северная траншея, обеспечившая вскрытие горизонта 680 м северного борта карьера с откаткой породы на северную группу отвалов; 6) южная траншея, для вскрытия южных бортов горизонтов 650, 640 и 630 м, с откаткой породы на южную группу отвалов. Откатка горной массы по северо-восточной траншее велась на восточную группу отвалов на расстояние 1,5 — 3 км. По западной траншее и северной траншее откатка горной массы на расстояние 0,4 — 0,8 км производилась закрытым циклом — экскаватор — отвал. Благодаря удобному рельефу местности с горизонтов 670 — 660 м южного борта карьера откатка горной массы на восточную группу отвалов велась без траншей по железнодорожным путям, уложенным непосредственно на поверхности. Ниже 660 м вскрыша и добыча руды велась через главную восточную траншею. Такой способ вскрытия верхней части Коунрадского место-
рождения позволил в первый период развития рудника создать необходимый фронт вскрышных работ и в минимальный срок раз-
вить добычу руды до необходимых размеров. Принятая система разработки и требуемая производитель-
ность рудника обусловили необходимый ввод на нижние горизон-
ты центральной части месторождения двухколейного железнодо-
рожного пути широкой колеи. При этих условиях железнодорож-
ный путь от станции «Развязка», отстоящей от борта централь-
ной части карьера на 700 — 800 м, спускается на горизонт 620 м и в пределах карьера до западного борта садится на отметку 605 м. С 620 м до горизонта 470 м в связи со значительной пло-
щадью месторождения и карьера железнодорожный путь спускает-
ся по спирали вдоль бортов центрального карьера. Ввод железнодорожного пути на верхние горизонты восточ-
ной части карьера (660 — 620 м) осуществляется по тем же бер-
мам восточной траншеи, которые ранее обслуживали одноименные горизонты центрального карьера. Бермы в соответствующих го-
ризонтах в пределах контура карьера оставляются шириной 12 м, дающие возможность начать эксплоатацию без ущерба работам центрального карьера. На нижележащие горизонты (605 — 560 м) железнодорожные ПУТИ вводятся от спирали центрального карьера. 2. СИСТЕМА РАЗРАБОТКИ Установленные народнохозяйственным планом темпы роста выплавки меди предъявили повышенные требования к Коунрад-
13 скому руднику в смысле производительности и сроков развертыва-
ния его на полную мощность. Между тем, в условиях Коунрада получение колоссального количества горной массы с относительно небольшой площади в кратчайший срок являлось довольно сложной задачей даже при самой эффективной системе разработки. Эта задача для условий Коунрадского рудника также осложнялась значительной глубиной залегания рудного тела. Дело в том, что до Коунрадского рудни-
ка в горно-рудной практике Советского Союза еще не было при-
меров разработки месторождений открытым способом на глубину более 120— 128 м. Имелись только единичные примеры в прак-
тике иностранных рудников, условия распространения руд и то-
пография местности которых, однако, значительно отличались от условий Коунрадского рудника. Поэтому в поисках лучшего раз-
решения задачи было составлено проектное задание разработки Коунрадского месторождения для первоначально заданной произ-
водительности в следующих вариантах: 1) подземная разработка системой блокового обрушения; 2) открытые работы горизонтальными слоями со спиральной откаткой всей горной массы; 3) то же с откаткой по тупиковым путям; 4) то же с выдачей горной массы через наклонные подъем-
ники; 5) разработка системой Глори-Холл. По системе Глори-Холл был составлен технический проект по вариантам: 1) открытые работы уступами с частичной выдачей руды че-
рез шахты; 2) то же с дополнительным применением для ускоренной под-
готовки рудника одного ряда воронок; 3) разработка по системе Глори-Холл в чистом виде. Кроме перечисленных вариантов, было составлено еще одно проектное задание, предусматривавшее применение тракторной или автомобильной доставки породы от экскаваторов к погрузоч-
ным бункерам, из которых руда погружается в вагоны рельсового транспорта для выдачи из карьера по спирально-уложенному пути. В соответствии с этими проработанными вариантами, а также горно-рудной практикой Советского Союза и других стран для разработки Коунрадского месторождения была принята система открытых работ в чистом виде, предусматривающая порядок выем-
ки горизонтальными слоями последовательно сверху вниз. Необходимость производства огромных масштабов вскрыши и добычи горной массы для обеспечения заданной производитель-
ности обусловило введение на Коунрадском руднике полной ком-
плексной механизации основных процессов добычи с применением мощного высокопроизводительного бурового, экскаваторного обо-
рудования, а также новейшего оборудования для отвального и пу-
тевого хозяйства. Без этих современных технических средств не могло быть и речи о том колоссальном масштабе добычи горной 14 массы, который имеет место в настоящее время на Коунрадском руднике. Требование обеспечения максимальной добычи горной массы с незначительной площади рудной залежи вызвало также необхо-
димость применения на Коунрадском руднике увеличенном высоты уступа, соответствующей современному оборудованию для погруз-
Фиг. 5. Общий вид Коунрадского карьера с юго-западной стороны. ки отбитой породы и руды. Выпускаемые нашими отечественными заводами и иностранными фирмами типы экскаваторов позволяют иметь значительную высоту уступа. Однако требование обеспе-
чения безопасности работ при неблагоприятных климатических условиях и физических свойствах горных пород вызывает умень-
шение высоты уступа. На Коунрадском месторождении при поро-
дах различной устойчивости от крепких до совершенно разрушен-
ных (глина), с наличием указаний на зеркала скольжения и тре-
щины отдельности, что имеет место в верхней части месторожде-
ния и в восточном карьере на всей глубине, полная безопасность работ связана с меньшей высотой, уступа, при которой экскаватор может делать оборку забоя. В противном случае необходимо дер-
жать специальный штат рабочих для устранения опасных нависа-
ний в забое. Решающим фактором, повлиявшим на выбор высоты уступа, особенно в верхней части Коунрадского месторождения явились условия распределения руд разного качества в общей массе руд-
ного тела. Коунрадское месторождение состоит в основном из окислен-
ных и халькозиновых руд. По требованию технологического про-
цесса во избежание больших потерь при обогащении необходимо тщательное разделение этих типов руд. Кроме того, требование повышения качества руд, идущих на обогатительную фабрику, диктует также необходимость разделения различных сортов руд на промышленные, убогие и бедные. Между тем, в условиях Коун-
радского месторождения промышленные окисленные руды разби-
ты на отдельные участки различной величины как в горизонталь-
ном, так и в вертикальном направлении. Кровля халькозиновых руд представляет неровную, сложную поверхность, соприкасаю-
щуюся с пустыми породами или с окисленными рудами. Следова-
тельно, организация добычных работ по максимальному извлече-
нию качественных промышленных руд как из окисленной, так и из верхней части халькозиновой зоны во многом зависит от высоты уступа. Для наиболее полного выяснения влияния высоты уступа на степень смешивания промышленных окисленных и халькозино-
вых руд были произведены соответствующие подсчеты при вариан-
тах разработки верхней части месторождения до горизонта 620 м десятиметровыми и пятнадцатиметровыми уступами. Эти подсчеты показали, что вариант десятиметровых уступов увеличивает запа-
сы металла в извлекаемой руде по окисленным и халькозиновым рудам соответственно на 14,5 — 26%, повышает качество руды на 8,7% и извлечение металла на 8—-4%. Дальнейшее уменьшение высоты уступа хотя и увеличило бы процент извлечения промыш-
ленной руды из месторождения, но зато вызвало бы удорожание работ по бурению, эксплоатации, откатке, а самое главное сильно усложнило бы организацию горных работ и транспорта в карьере, что не обеспечило бы заданную руднику производительность. Таким образом, по техническим и экономическим показателям для верхней части Коунрадского месторождения до 620 м опти-
мальная высота уступа оказалась равной 10м. Для нижележащих горизонтов массивных руд приняты пятнадцатиметровые уступы. Требование улучшения качества добываемой руды с верхней части месторождения вызывает необходимость вести добычу ру-
ды селективным способом, но при массовом методе и без задерж-
ки основного направления работ. До Коунрадского рудника про-
мышленного опыта селективной выборочной погрузки отдельных сортов руд в отбитой горной массе (скальные породы) в Совет-
ском Союзе не производилось, за исключением Магнитогорского рудника, где существовала практика частичной раздельной выем-
ки руды и пустых пород. Для этого там была создана система поощрительной оплаты машинистов за излишне погруженный ва-
гон руды. Однако результатов этого вида селекции не было. Ввиду этого на Коунраде приходилось в процессе работ изыски-
вать наиболее целесообразный метод селективной добычи руд. В настоящее время выработанный на Коунрадском руднике метод селективной добычи руд кратко состоит в следующем: во время бурения через определенные промежутки берутся из скважины пробы. Эти пробы направляются в химлабораторию рудника, где определяется процентное содержание меди по каждой скважине. На основании полученных данных геологическая служба рудника составляет на подготовленный и взорванный блок сортовой план. Согласно этого плана даются затем указания о направлении гру-
женого поезда или на Балхашский медьзавод или на породный отвал. 16 В соответствии с характером распределения руд, повышенными требованиями к Коунрадскому руднику в отношении его произво-
дительности и сроков ввода на полную мощность, направления и метод работ в различные периоды разработки месторождения не-
сколько меняются. В первый период развития рудника, когда, необходимо было в кратчайший срок осуществить наибольший объем вскрышных ра-
бот и попутно со вскрышей добыть максимум окисленных руд, вскрывались одновременно горизонты 695, 680, 670, 660 и 650 м, Фиг. 6. Схема расположения спирального железнодорожного пути с ука-
занием существующих бровок уступов. каждый из которых имеет два выхода из карьера. Подготовка го-
ризонта 670 м и ниже велась от восточной и юго-западной выезд-
ных траншей одновременно. Очистная выемка производится на двух крыльях с большим форсированием северного крыла. На каждом уступе нормально задалживается два и в отдельные пе-
риоды три эскаватора. По мере развития работ производится вскрытие нижележащих горизонтов (640, 630, 620 м), где в мини-
мальные сроки развивается очистная добыча до необходимых раз-
меров. С постепенным окончанием работ на верхних горизонтах производятся подготовительные работы для укладки спиральных 17 путей горизонта 620 — 605 м. В следующий период разработка месторождения производится также горизонтальными, слоями вы-
сотой 15 м при спиральных железнодорожных путях (фиг. 6). Этим методом разрабатывается вся центральная часть ме-
сторождения с горизонта 590 м и ниже. Разработка Коунрадского месторождения началась с 1936 го-
да. Добыча руды беспрерывно увеличивалась. В настоящее время Коунрадский рудник является одним из крупнейших предприятий Советского Союза. 3. ПРОХОДКА ТРАНШЕЙ Проходка траншей относится к подготовительным работам по вскрытию горизонта и ведется в течение всего времени эксплоата-
ции месторождения, В зависимости от назначения траншеи бывают: 1) въездные (выездные), служащие для въезда (выезда) на один или несколько горизонтов и обслуживающие транспортные потребности рудника; 2) разрезные, являющиеся начальными выработками для ве-
дения очистных работ на горизонте. Фиг. 7. Массовый взрыв на выброс, произведенный в 1936 году во время про-
ходки южной траншеи. Одновременно было взорвано 326 т аммонита. В начале разворота горно-проходческих работ траншея на Коунрадском руднике проходились массовыми взрывами на выб-
рос. Этот способ, однако, из-за неблагоприятных горно-техниче-
ских условий не оправдал себя и от него на Коунраде вынуждены были отказаться, перейдя на способ проходки траншей сплошным 18 забоем, с лобовой погрузкой экскаватором взорванной горной массы. Организация работ по проходке траншеи этим способом при-
меняется как и для всего рудника — в три смены. Оборудование для бурения, погрузки взорванной горной массы и ее транспорти-
ровки используется то же самое, что и на очистных работах. Фиг. 8. Схема расположения обору-
дования при проходке траншеи сплошным забоем с лобовой пог-
рузкой. При проходке разрезной траншеи на Коунрадском руднике задалживается два буровых станка «Металлист», которые за сут-
ки пробуривают 4 — 5 скважин, расположенных в один ряд. Взрывание скважин производится, как правило, ежедневно по ме-
ре готовности забоя к взрыву. На лобовой погрузке взорванной горной массы в думпкары или гондолы обычно занят наиболее производительный экскаватор. Погрузка и транспортировка взор-
ванной горной массы происходит следующим образом: прибывший после взрыва в траншею электровоз в хвосте состава подает по-
19 20 рожняк к экскаватору под погрузку. После погрузки заднего ва-
гона электровоз отвозит весь состав от экскаватора, заталкивая груженый вагон в тупик. После отцепки груженого вагона элек-
тровоз оставшийся порожняк вновь подает к экскаватору под по-
грузку и т. д. С последним груженым вагоном электровоз снова заходит в тупик, забирает весь груженый состав и направляется по главному выездному пути к станции «Развязка». III. БУРОВЫЕ РАБОТЫ 1. БУРОВОЕ ОБОРУДОВАНИЕ Технологический процесс по добыче и вскрыше пород, требую-
щих обязательного предварительного взрывания, начинается с бурения скважин. От успешного ведения буровых работ зависит наиболее пол-
ное использование мощного экскаваторного и транспортного обо-
рудования, применяемого на современных карьерах в связи с их огромными масштабами по добыче и вскрыше пород. Успех же бурения, в свою очередь, определяется выбором бу-
рового оборудования. Из множества различных типов буровых станков, применяе-
мых на открытых карьерах, для условий Коунрадского рудника в отношении производительности, экономической выгодности и на-
дежности в работе оказались станки ударно-канатного бурения производства отечественного завода «Металлист», вследствие чего они и были приняты на руднике в качестве бурового оборудо-
вания. 2. БУРОВОЙ СТАНОК ЗАВОДА «МЕТАЛЛИСТ» (Фиг. 10) Станок завода «Металлист» состоит из следующих основных узлов: 1) приводного или главного вала, 2) кривошипно-балан-
сирного механизма, 3) подъемного барабана, 4) желоночного ба-
рабана, 5) мачты, 6) лебедки подъема мачты, 7) рамы станка, 8) гусеничного хода, 9) рычагов управления, 10) бурового снаря-
да, 11) двигателя, приводящего в движение все части станка. П р и в о д н о й и л и г л а в н ы й в а л ( 1 —1 ) служит пере-
даточным звеном для сообщения движения от двигателя к осталь-
ным частям станка. Он укреплен на основной раме станка (1) на трех шариковых подшипниках (2) и несет на себе: а) укрепленный шпонкой приводной шкив (3), получающий через ременную передачу движение от шкива мотора; б) малые шестерни для привода подъемного барабана и кри-
вошипного механизма (4 и 5), наглухо соединенных с фрикцион-
ными дисками посредством свободно сидящих на валу втулок; в) нажимные диски фрикционов (6), укрепленных на втул-
ках, которые шпонками соединены с валом; г) вне рамы станка на концах укрепленные шпонками два 22 Фиг 10. Кинематическая схема бурового станка завода «Металлист». III. БУРОВЫЕ РАБОТЫ 1. БУРОВОЕ ОБОРУДОВАНИЕ Технологический процесс по добыче и вскрыше пород, требую-
щих обязательного предварительного взрывания, начинается с бурения скважин. От успешного ведения буровых работ зависит наиболее пол-
ное использование мощного экскаваторного и транспортного обо-
рудования, применяемого на современных карьерах в связи с их огромными масштабами по добыче и вскрыше Пород. Успех же бурения, в свою очередь, определяется выбором бу-
рового оборудования. Из множества различных типов буровых станков, применяе-
мых на открытых карьерах, для условий Коунрадского рудника в отношении производительности, экономической выгодности и на-
дежности в работе оказались станки ударно-канатного бурения производства отечественного завода «Металлист», вследствие чего они и были приняты на руднике в качестве бурового оборудо-
вания. 2. БУРОВОЙ СТАНОК ЗАВОДА «МЕТАЛЛИСТ» (Фиг. 10) Станок завода «Металлист» состоит из следующих основных узлов: 1) приводного или главного вала, 2) кривошиино-балан-
сирного механизма, 3) подъемного барабана, 4) желоночного ба-
рабана, 5) мачты, 6) лебедки подъема мачты, 7) рамы станка, 8) гусеничного хода, 9) рычагов управления, 10) бурового снаря-
да, 11) двигателя, приводящего в движение все части станка. П р и в о д н о й и л и г л а в н ы й в а л ( 1 —1 ) служит пере-
даточным звеном для сообщения движения от двигателя к осталь-
ным частям станка. Он укреплен на основной раме станка (1) на трех шариковых подшипниках (2) и несет на себе: а) укрепленный шпонкой приводной шкив (3), получающий через ременную передачу движение от шкива мотора; б) малые шестерни для привода подъемного барабана и кри-
вошипного механизма (4 и 5), наглухо соединенных с фрикцион-
ными дисками посредством свободно сидящих на валу втулок; в) нажимные диски фрикционов (6), укрепленных на втул-
ках, которые шпонками соединены с валом; г) вне рамы станка на концах укрепленные шпонками два 22 Фиг 10. Кинематическая схема бурового станка завода «Металлист». малых шкива ходовых ручейковых фрикционов (7 и 8), служащих для передачи движения гусеничному ходу; д) около левого швеллера рамы станка — деревянный фрик-
ционный шкив (9) для привода желоночного барабана. К р и в о ш и п н о - б а л а н с и р н ы й м е х а н и з м включает в себя: а) балансирную шестерню (10), состоящую из литого диска и точеного обода с зубьями, соединенную болтами, находящую-
ся в постоянном сплетении с малой шестерней главного привод-
ного вала; б) шатун длиною в один метр (11), служащий для преобразо-
вания вращательного движения балансирной шестерни в возврат-
но-поступательное движение головки балансира; в) балансирную раму (12), укрепленную на валу направляю-
щего ролика и вращающуюся вместе с ними в двух подшипниках, укрепленных на верхних брусках рамы станка. Балансирная шестерня насажена и закреплена шпонкой и стопорными штифтами на выступающем конце вала, вращающе-
гося на двух подшипниках. Для изменения высоты подъема буро-
вого снаряда и характеристики его пути балансирная шестерня имеет четыре отверстия под палец кривошипа с радиусами в 250 (два отверстия), 310 и 350 мм. Шатун укреплен в двух подшипниках, из которых нижний, соединенный с пальцем кривошипа (13), имеет клин для регулиро-
вания натяга, а верхний, соединяющийся с головкой балансирной рамы, — глухой. Головка балансирной рамы несет на себе оттяжной ролик (14) и имеет два отверстия для соединения с верхними пальцами го-
ловки шатуна: одно на расстоянии 2780 мм, а другое на расстоя-
нии 2650 мм от оси направляющего ролика. В зависимости от изменения места соединения шатуна с ба-
лансирной рамой и крепления кривошипа на балансирной шестер-
не можно получить восемь различных высот подъема бурового снаряда и восемь характеристик пути снаряда при ударе. Высота подъема бурового снаряда, время подъема и опуска-
ния в процентах ко времени одного поворота балансирной шестер-
ни при различных соединениях шатуна характеризуется следую-
щими данными: Направляющий ролик балансирной рамы на валу не закреп-
ляется и для правильной навивки троса на барабан должен иметь 24 свободное перемещение по нему на ширину рабочего барабана. Его боковое перемещение ограничивается стопорными кольцами. В целях избежания прогиба вала направляющего ролика не-
обходимо один раз в месяц повертывать его вокруг оси на 180°. П о д ъ е м н ы й б а р а б а н (II) служит для подъема и спуска бурового снаряда и регулировки длины рабочего троса на время бурения. Он состоит из двух секций: рабочей (15) с большим диаметром и запасной (16) с меньшим диаметром, разделенных между собой диском с секторным прорезом для прохода троса. Подъемный барабан укреплен на валу шпонкой и с каждой сторо-
ны стопорными кольцами. Кроме того, на валу закреплена шпон-
кой шестерня подъемного барабана (17), несущая на себе шкив для тормозной ленты (18). Эта шестерня находится в постоянном сцеплении с малой шестерней подъемного барабана, сидящей на главном приводном валу. Опускание бурового снаряда в скважину производится при выключенном фрикционе, а подъем — при включении фрикциона подъемного барабана. Скорость опускания снаряда регулируется тормозом. При подъеме тормоз опущен. Для спуска и подъема бурового снаряда применяются сталь-
ные канаты левой свивки с четным числом прядей для облегчения! их сращивания со следующей краткой характеристикой: Ж е л о н о ч н ы й б а р а б а н (III) с фрикционным (19) шки-
вом служит для опускания и подъема из скважин желонки. Он на-
ходится на левой стороне бурового станка против кривошипной шестерни и свободно вращается на оси, укрепленной шпонками в-
эксцентричных втулках. Шкив желоночного барабана в нерабочем положении опирает-
ся в тормозную стойку, на которой для лучшего торможения прикреплена лента фирадо. Он получает вращение при подъеме желонки от фрикционного шкива главного приводного вала в силу возникающего между ними большого трения от их сближения. Желонка опускается при включенном фрикционе и ее ско-
рость регулируется тормозом, для чего путем нажатия на рычаг фрикционный шкив желоночного барабана прижимается к тор-
мозной стойке. Для спуска и подъема желонки применяются стальные кана-
ты со следующей характеристикой: 25 Желоночный канат одним своим концом укрепляется на же-
лоночном барабане, а другим концом при помощи витого крюка (бараний рог) или коуша присоединяется к дужке желонки. М а ч т а с т а н к а, представляющая из себя цельносварную металлическую конструкцию, состоящую из двух боковых полос корытчатого сечения, вращается на своей оси, укрепленной на спе-
циально приваренных к раме станка опорах. От изгибов при спу-
щенном положении мачту предохраняют шпренгели из круглого железа с натяжными винтами. Для поддержания мачты в рабо-
чем состоянии имеются растяжки из труб с наконечниками, кото-
рыми головка и середина мачты соединяется с рамой станка при помощи болтов. Сборка и крепление трубчатых растяжек произво-
дится постепенно по мере поднятия мачты. В верхней части мачты находится головной ролик, помещенный в подвижной обойме — салазках со специальным амортизатором, состоящим из резиновых прокладок и металлических межбуферных шайб. Амортизатор слу-
жит для поглощения сотрясений, вызываемых переменой движения бурового снаряда. Ниже головного ролика сбоку мачты укреплен блок желоночного троса с предохранительной скобой, препят-
ствующей соскакиванию желоночного троса с ролика. Л е б е д к а д л я п о д ъ е м а м а ч т ы имеет червячную и коническую передачи, предохранительную собачку и блоки по-
лиспаста из 12—14 мм стального троса. Для вращения лебедки имеется вал с ручкой, выведенной за раму станка над левой гусе-
ницей. Трос для подъема стрелы крепится за ролик у основания мачты, затем, пройдя два ролика полиспаста, закрепляется вто-
рым концом на барабане лебедки. Р а м а с т а н к а ( 1 — 1), представляющая собой стальную конструкцию коробчатой формы, служит для монтажа всех узлов бурового станка. Для придания раме большей жесткости все сое-
динения отдельных ее частей выполнены при помощи сварки. Рама станка через заднюю опорную ось и переднее коромыс-
ло опирается на две рамы гусеничного хода. В передней части ра-
мы имеется ящик из листового железа, в котором помещается электромотор станка. К раме на шарнирах подвешены три дом-
крата (20), служащие для выравнивания станка в горизонтальное положение и придания ему устойчивости при работе. Домкраты устанавливаются на деревянные подкладки — обрезки шпал или доски. Г у с е н и ч н ы й х о д (IV) служит для передвижения бурово-
го станка по дневной поверхности земли. Передача движения к гусеничным лентам осуществляется посредством соединения боль-
ших ручьевых фрикционных шкивов с малыми шкивами, насажен-
ными на главном приводном валу. Большие ручьевые фрикционы соединены с сидящими с ними на одной эксцентричной втулке ма-
лыми звездочками, а последние через промежуточную цепь и про-
межуточные звездочки, большую и малую и ведущую цепь переда-
ют движение ведущей звездочке и находящейся с ней на одном валу звездочке гусеничного хода. Регулирование натяжения гусе-
ничных лент производится натяжным болтом. Передвижение станка до 30 м по ровной местности допуска-
26 ется с поднятой мачтой и буровым снарядом, подтянутым петлей из троса или цепи к рабочей площадке и вставленным в направля-
ющую скобу. При больших расстояниях и небольших уклонах пе-
редвижение станка может производиться также с поднятой мач-
той, но уже без подвешенного к ней бурового снаряда. При пере-
ездах по большим уклонам мачта должна быть опущена. Р ы ч а г и у п р а в л е н и я (V), выведенные к месту нахож-
дения машиниста станка, служат для управления буровым станком во время работы и передвижения. Перед пуском и после остановки мотора все рычаги должны быть поставлены в нейтральное положение. Для передвижения станка на другое место необходимо плавно натягивать к себе оба рычага ходовых эксцентриков. При остановке станка для выклю-
чения ходового механизма надо отжать от себя эти рычаги до упора больших шкивов ручьевого фрикциона в тормозные колод-
ки. Для поворота бурового станка фрикцион стороны поворачи-
вания выключается и затормаживается прижатием к тормозной колодке. Включение балансирной шестерни производится перево-
дом рычага вправо, а выключение — переводом этого рычага вле-
во. Для поднятия бурового снаряда подъемный барабан включа-
ется оттягиванием к себе рычага, при этом тормоз барабана от-
пускается поднятием рычага. При включении подъемного бараба-
на вместе с отжатием рычага опускается рычаг тормоза. Желоноч-
ный барабан включается подъемом рычага. Б у р о в о й с н а р я д (фиг. 11) станка ударно-канатного бу-
рения, образующий непосредственно буровую скважину в скаль-
ных горных породах, состоит из долота, штанги и канатного замка. Фиг. 11. а-—канатный замок, б — долото, в—желонка, г и д — ерши для ловли каната (г — завершенный дротик, д — завершенная вилка), е — вилка с защелкой, ж и з — ловильный колокол, и—ударная штанга. Буровое долото, производя разрушение горной породы своими ударами по забою скважины, подвергается сильным напряжениям, в силу чего оно имеет солидную конструкцию и изготовляется из высококачественного металла. 27 Буровая штанга служит для увеличения веса бурового снаря-
да и представляет собою круглый металлический стержень с на-
резками и выемками для ключа с обеих сторон. Канатный замок служит для соединения троса с буровым станком и представляет собой цилиндрическое тело, суженное кверху на конце, а затем снова переходящее в цилиндр меньшего размера. Желонка применяется для очистки буровой скважины от раз-
мельченной породы с водой, называемым буровым шламом. Для вычерпывания из скважин воды служит тартальная желонка, из-
готовляемая из оцинкованного железа. Буровой снаряд весом 1000 кг при ширине лезвия долота в 198 мм имеет следующие основные размеры и вес его составных частей: Д в и г а т е л ь с т а н к а расположен на раме в закрытом ко-
жухе сзади станка. Двигателем является электромотор, передаю-
щий движение при помощи ременной передачи. Неотъемлемой принадлежностью бурового станка является слесарный инструмент, в комплект которого должны входить: а также набор болтов, шплинтов и прокладок, ушивальники для ремня и обтирочные концы. Таблица 1 Характеристика буровых станков „Металлист" 28 Высота станка рабочей площадки в мм . . . . 850 Длина станка с опущенной мачтой в мм ... . 10000 " по домкратам в мм 3100 Ширина станка по домкратам в мм 1550 Опорная длина гусеничного хода в мм . . . . 3100 Ширина гусеничной ленты в ми 500 Опорная поверхность гусеничного хода в мм2 . 3100 Удельное давление на грунт в кг/см2 0,39 Мощность двигателя 20 HP 3. ЗАТРАТЫ НА БУРЕНИЕ, ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТЬ БУРОВЫХ СТАНКОВ И ИХ ИСПОЛЬЗОВАНИЕ На открытых работах, при относительно крепких породах, бу-
рение занимает значительный удельный вес в общих затратах на тонну добычи, причем с увеличением крепости руд и вмещающих пород, при прочих равных условиях, удельный вес затрат на буре-
ние возрастает, вызывая увеличение себестоимости добываемого полезного ископаемого. На Коунрадском руднике затраты на буровые работы в общих затратах на тонну добытой руды занимают второе место, что видно из следующих данных за пять месяцев 1947 года: Таблица 2 Себестоимость тонны руды по отдельным видам работ Затраты в % В себестоимости одного кубометра горной массы затраты на буровые работы по Коунрадскому руднику занимают третье место после откатки и экскавации, что подтверждается следующими данными за период с 1940 по 1945 г.: Таблица 3 Себестоимость кубометра горной массы по отдельным видам работ Расход материалов и электроэнергии на 1 пог. м скважин характеризуется следующими цифрами: 29 Как видно из приведенных в таблицах 3 и 4 данных, затраты на буровые работы составляют значительную величину в себестои-
мости тонны руды и кубометра горной массы. Поэтому при откры-
тых работах с достаточно крепкими породами типа Коунрада должно быть обращено внимание, прежде всего, на первый этап технологического процесса добычи руды, т. е. на лучшую органи-
зацию буровых работ, на увеличение скорости проходки буровых скважин. На Коунрадском руднике скорость проходки скважины в один час чистого времени бурения по отчетным данным составила для станков «Металлист» в погонных метрах: в 1944 г.— 1,27, в 1945 г.—1,35, в 1946 г.—1,34. На практике же фактическая скорость бурения в течение сме-
ны бывает значительно ниже, ввиду того, что достигнуть стопро-
центной загрузки смен бурением не удается, так как бурение свя-
зано с неустранимыми остановками, необходимыми для смены до-
лотьев, чистки скважин, смазки станка, укрепления болтов и для других вспомогательных работ. Наряду с неустранимыми остановками часто в связи с плохой организацией бурения, перебоями в снабжении станков энергией, водой, материалами, инструментами и т.- п., происходят так назы-
ваемые организационные простои, в результате которых буровые станки полностью не используются и скорость проходки скважин ещё больше снижается. На Коунрадском руднике использование станков ударно-ка-
натного бурения характеризуется следующими данными за период с 1939 по 1947 г. (в процентах): Таблица 5 Использование буровых станков во времени (в процентах от рабочего времени) за 1939 — 1947 гг. Из приведенных данных следует, что на Коунрадском руднике время чистого бурения за указанный период составляло 47,2 — 63,8%, неустранимые потери—10,2 — 21,0% и организационные простои — 15,6 — 42,3 % Организационные простои, в свою очередь, слагались за ука-
занный период из следующих элементов (в процентах): Таблица б Распределение организационных простоев буровых станков (в процентах от рабочего времени) за 1939—1947 гг. Таким образом, производительность буровых станков может быть значительно увеличена за счет уменьшения или полного уст-
ранения организационных простоев. Производительность бурового станка за вычетом устранимых простоев назовем возможной производительностью станка. Зная скорость продвигания буровой скважины в 1 час чисто-
го времени бурения и использование станка во времени (табл. 5), можно определить среднечасовую возможную скорость продвига-
ния скважины и возможную производительность станка за общее время бурения из следующих выражений: LB = L (1 — 0,01 • tH) м/час. (I) LT = Т • Lb = Т - L (1 - 0,01 • tH ) пог. м , (II) где Lb — среднечасовая возможная скорость бурения для станка за время Т; 31 LT —в оз можна я производительность станка за время Т; L — скорость в чистое время бурения (м/час); tH —неустранимые потери в процентах от общего времени бу-
рения; Т — общее время бурения в часах. Среднефактическая скорость бурения и фактическая произво-
дительность бурового станка за время Т определится из выраже-
ний: L1ф = 0,01 L • t м/час (III) LФ = 0,01 L • t. Т пог. м, (IV) где Lф — среднефактическая скорость бурения за время Т; L ф— фактическая производитeльность бурового станка за время Т; t — время чистого бурения в процентах от общего времени бурения. Подставляя в указанные выражения значения скорости про-
ходки скважин в погонных метрах, а значения чистого времени бурения и организационные простои из таблицы 6 и полученные таким образом величины сводя в таблицу, будем иметь следую-
щие данные для семичасовой смены: Таблица 7 Скорость бурения и производительность буровых станков «Металлист» за 1944 — 1947 гг. Как видно из таблицы, при устранении организационных про-
стоев производительность бурения в смену на Коунраде могла бы быть увеличена при станке «Металлист» на 17,5 — 44,5%. В таблице 8 приведены данные о производительности буро-
вых станков на Коунраде за период с 1939 по 1947 г. по отчет-
ным данным: 32 Производительность буросых станков в nor. м за час, смену, месяц и год Таблица Для определения месячной и годовой производительности бу-
ровых станков необходимо учитывать неэксплоатационное время, определяемое установленным на руднике режимом для буровых работ (число рабочих смен) и нерабочее время, включающее в ceбя выходные и праздничные дни, время на планово-предупредитель-
ный ремонт, переход на другой участок, а также климатические простои. Распределение календарного времени при буровых работах на Коунрадском руднике представляется в следующем виде (в про-
центах): Таблица 9 Распределение календарного времени работы буровых станков за 1939 — 1947 гг. Зная производительность бурового станка, можно определить потребное на один экскаватор количество станков из следующего выражения: при условии,что в каждом забое работает один экскаватор, где Асм — производительность экскаватора за смену в кубометрах целика; — производительность 1 пог. метра скважины в кубомет-
рах; Lсм — производительность бурового станка за смену в пог. м. 3—50 33 IV. МАССОВЫЕ ВЗРЫВНЫЕ РАБОТЫ Для добычи труднодобываемых и крепких пород не только в горнодобывающей промышленности, но и в железнодорожном строительстве и в военном деле широкое применение находят взрывчатые вещества, огромная взрывная сила которых исполь-
зуется в качестве механической работы по разрыхлению твердых горных пород. Общеизвестно, что от качества произведенного взрыва зави-
сит последующая высокопроизводительная работа экскаваторного парка и рудничного транспорта; вот почему этой стороне вопро-
са при буровзрывных работах приходится уделять особое внима-
ние. Вопросами качественного взрывания на Коунрадском руднике с самого начала буровзрывных работ занимается большая группа инженерно-технических работников, которая за истекший период достигла некоторых успехов в этой области. Начало буровзрывных работ на Коунраде относится к 1935 г., когда были начаты работы по проходке выездных и разрезных траншей. В первое время эти траншеи проходились массовыми взрыва-
ми на выброс. Взрывы производились минными колодцами. Недо-
статок этого метода заключался в том, что взорванная порода от-
брасывалась далеко от бортов, так, что приходилось затем грузить ее экскаваторами и отвозить к отвалам. Заваленные породой бор-
та траншей оказывались разрушенными при взрыве, что значи-
тельно затрудняло последующую их разработку. В 1936 г. была сделана попытка применения камерных заря-
дов на рыхление, но и при этом методе дробление взрываемой гор-
ной массы оказалось также неудовлетворительным. Оба указанных метода не получили распространения и к 1937 г. на Коунрадском руднике перешли на применение колонковых зарядов преимущественно при многорядном расположении сква-
жин. Диаметр скважин был принят разным 150 мм. При этом методе после взрыва получались пороги и значи-
тельное количество негабаритных кусков. Этот метод также себя не оправдал из-за организационных трудностей, медленности за-
рядки (зарядка продолжалась 2 — 3 дня) и ряда других причин. В 1938 г. диаметр скважин был увеличен до 200 мм, в этом же году, вследствие указанных выше причин, постепенно начали отходить от многорядного расположения скважин. 34 В 1939 г. бригаде Союзвзрывпрома было поручено изучить методику взрывных работ на Коунрадском руднике. Эта бригада предложила: 1) применять для скважин первого ряда котловые заряды; 2) увеличить расстояние между скважинами до 10 м; 3) сократить число одновременно взрываемых скважин и чис-
ло рядов. Однако укрупненная сетка буровых скважин не обеспечила хорошего дробления, применение котловых зарядов для скважин первого ряда не было оправдано и уступ получался пологий. В 1940 г. на руднике отказались от котловых зарядов и возвра-
тились к колонковым, уменьшив одновременно расстояние между скважинами до 4 — 5 м. В этот период был сделан вывод о необходимости перехода на расположение скважин в один ряд, что и было выполнено в сентябре 1940 г. Так, за время существования Коунрадского рудника применя-
лись различные варианты взрывных работ примерно в такой после-
довательности: а) взрывы на выброс; б) камерные заряды на рыхление; в) колонковые заряды при двух- и многорядном расположении скважин; г) колонковые заряды при однорядном расположении сква-
жин. 1. КЛАССИФИКАЦИЯ ПОРОД КОУНРАДСКОГО РУДНИКА Для правильного ведения взрывных работ большое значение имеет знание крепости пород. В 1938—1939 гг. рудником была выработана шкала крепости пород, исходя из данных бурового цеха. По этой классификации все породы рудника подразделены на семь групп. Первые три группы пород — это выщелоченные рыхлые кварциты и наносы со щебнем, встречающиеся на пери-
ферии месторождения; остальные четыре группы приведены в таб-
лице 10. Для сравнения в таблице приведены значения коэфициента крепости по шкале профессора Протодьяконова. В начальной стадии работ на руднике, в пониженной части рельефа (юг), где преимущественно встречались каолинизирован-
ные породы, при взрывах требовалось только лишь их перемеще-
ние для экскавации. Эти породы были частично представлены вязкими крупнообломочными рудами, довольно плохой взрывае-
мости. Породы, слагающие верхние горизонты, состояли из кварци-
тов и порфиров. Это безрудные, значительно ожелезненные, хруп-
кие, но крепкие породы, хорошо подвергающиеся взрыванию. В настоящее время, после того как в эксплоатацию были вве-
дены новые горизонты и было произведено громадное количество взрывов, породы изучены лучше и имеется возможность точнее классифицировать их по взрываемости и буримости. 35 В таблице 10 приведены породы Коунрада по бурению и взрыванию в соответствие со шкалой, данной профессором, докто-
ром технических наук А. Ф. Сухановым. Таблица 10 Классификация пород Коунрадского рудника Весьма крепкие ожелезненные кварциты, порфириты, кварцевые порфиры, крупнообломочные, иногда массив-
ные. Плотные кварциты, порфириты, крепкие кварциты из гранодиоритпорфиров и эффузивов, слегка ожелез-
ненные, средней и реже крупной отдельности. Очень плотные диориты, кварциты из гранодиоритовых порфиров, менее каолинизированные, средней отдель-
ности. Плотножильные кварциты, кварцевый порфир, интен-
сивно каолинизированные кварциты из гранодиорито-
вых порфиров, чаще всего рудные, мелкой отдельности. В дальнейшем эта классификация была несколько упрощена. Последние две группы пород по рудничной классификации (IV и V) в практической работе получили название легковзрываемых, группа VI — породы средней взрываемости и группа VII — трудно-
взрываемые породы. В таблице 11 приведена рудничная клас-
сификация пород по взрываемости. Таблица 11 Классификация пород Коунрадского рудника по взрываемости (по рудничной классификации) Категории пород Характеристика пород Л е г к о в з р ы в а е м ы е п о р о д ы: а) делювиальные отложения и гранодиоритпорфиры, раз-
рушенные до глины; б) интенсивно каолинизированные гранодиоритпорфиры, си-
стемой трещин разбиваются до мелкой щебенки; в) вторичные кварциты из эффузивов, плотные и крепкие, каолинизация почти отсутствует, дробленность мелкая. П о р о д ы с р е д н е й в з р ы в а е м о с т и: а) значительно каолинизированные гранодиоритпорфиры, рассекаются кварцевыми прожилками в различных на-
правлениях, придающие породе свойство трудно подда-
ваться дроблению; б) плотные кварциты из эффузивов со средней трещинова-
тостью; в) неизменные, без признаков каолинизации гранодиоритпор-
фиры, плотные и крепкие. Т р у д н о в з р ы в а е м ы е п о р о д ы: а) кзарциты из гранодиоритпорфиров, породы плотные, креп-
кие. редкой сетью трещин разбитые на слабые отдель-
ности, представляют основную массу сульфидных руд; б) кварциты из эффузивов, плотные, крепкие, редкой сетью трещин разбитые на глыбовые отдельности. III 36 I II 2. ФАКТОРЫ, ВЛИЯЮЩИЕ НА КАЧЕСТВО ВЗРЫВА Качественный взрыв должен удовлетворять следующим требо-
ваниям: 1) негабаритных кусков должно быть не более 2 — 3 %; 2) развал взорванной горной массы не должен превышать 2 — 2,5 Н (Н — высота уступа); 3) после взрыва не должны образовываться пороги в нижней части (в подошве) забоя; 4) заколы и козырьки в забое после взрыва должны быть минимальными, чтобы обеспечить возможность безопасной работы экскаваторов. Из практики ведения открытых работ и, в частности, из Опыта Коунрадского рудника следует, что качество взрыва зависит от 1) количества рядов скважин в обуриваемом блоке, 2) допускаемой величины перебура скважин, 3) величины линии сопротивления (предельное сопротивление по подошве), 4) сетки расположения скважин, 5) длины забойки. Из опыта работ Коунрадского рудника установлено, что взры-
вы, произведенные на выброс, камерные заряды на рыхление, мно-
горядное расположение скважин (свыше 2 — 3 рядов), не давали качественных взрывов, поэтому детальное их рассмотрение боль-
шого интереса не представляет. Заслуживают более подробного описания взрывные работы, произведенные при одно- и двухряд-
ном расположении. 3. ВЗРЫВНЫЕ РАБОТЫ ПРИ ОДНОРЯДНОМ РАСПОЛОЖЕНИИ СКВАЖИН Для буровзрывных работ при однорядном расположении сква-
жин приняты следующие параметры: 1 ) Р а с с т о я н и е м е ж д у с к в а ж и н а м и в м е т р а х Отклонение от нормального расстояния между скважинами допускается в пределах 0,3 м. 2 ) В е л и ч и н а п е р е б у р а с к в а ж и н: При высоте уступа 10 м . . . . 3 м „ . , 15 м... ,4 м „ . 20 м и выше 4 м 37 3 ) Л и н и я с о п р о т и в л е н и я п о п о д о ш в е у с т у п а п р и в ы с о т е у с т у п а 1 0 м: Категории пород При диаметре скважины 200 мм 230—250 мм I II III 9,5 м 9,0 м 8,5 м 11,0 м 10,0 м 9,0 м Отклонение от нормальной величины линии сопротивления до-
пускается в пределах 0,5 м. В случае превышения этого предела в сторону увеличения производится прострел скважин. Величина забойки при 10-метровом уступе составляет 6 м, при 15-метровом — 7 — 8 м. Расстояние от скважин до бровки уступа определяется из вы-
ражения: b = W - Н ctg a m, (VI) где W — линия сопротивления по подошве уступа в м; Н — высота уступа в м; а — угол откоса уступа в градусах. Расчет количества взрывчатых веществ, приходящихся на од-
ну скважину, производится по формуле: Q = (W + k*ct g a). Н* a * q кг, (VII) где к — перебур скважины в м; а — расстояние между скважинами в м; q — удельный расход ВВ в кг/м3 (для динамона и аммонита). В зависимости от категории пород значение С принимается следующее: Категория пород С в кг/м3 II III 0,35—0,45 0,45-0,50 0,50- 0,55 Каким бы методом не производилось взрывание, решающее значение для его оценки имеет производительность экскаваторов. Не говоря уже о размере развала, этот показатель дает лучшее представление не только о количестве взорванной массы, но, что важнее, о ее качестве, т. е. о выходе негабарита. Вот почему основная задача всего комплекса буровзрывных работ — это увеличение часовой производительности экскавато-
ров. Поэтому лучшим методом следует признать тот, который обеспечит более высокие показатели работы экскаваторов. Часовая производительность экскаваторов на Коунрадском руднике в среднегодовом разрезе характеризуется следующими данными: 38 Таблица 12 Производительность экскаваторов при однорядном расположении скважин в т/час. Г о д ы Производительность экскаватора Начиная с конца 1940 года и включительно по 1946 год на руднике при однорядном расположении скважин было произведе-
но большое количество взрывов, характеристика которых представ-
лена в таблице 13. Таблица 13 Характеристика буровзрывных работ npи однорядном расположении скважин за 1940 — 1946 гг. Было произведено весьма значительное количество взрывов за год. В 1943, 1944 и 1945 гг. взрывы происходили чуть ли не еже-
дневно. Весьма существенное значение имеет выход негабарита и свя-
занный с этим расход ВВ на вторичное взрывание. Эти данные представляются в следующем виде: Таблица 14 Выход негабаритных кусков и расход ВВ на вторичное взрывание при однорядном расположении скважин 40 Наряду со среднегодовыми показателями значительный инте-
рес представляет характеристика и отдельных взрывов, произве-
денных при однорядном расположении скважин. Эта характери-
стика подробно представлена в таблице 15. Таблица 15 Характеристика отдельных взрывов при однорядном расположении скважин Анализ ведения взрывных работ при однорядном расположе-
нии скважин, по среднегодовым данным и по данным отдельных взрывов, характеризуется: 1) значительной эффективностью скважин, т. е. выходом взор-
ванной горной массы с погонного метра скважины ( 70— 100 т/м); 2) значительным удельным расходом ВВ на 1 м3 горной мас-
сы для вторичного взрывания (0,05 — 0,10 кг/м3); 3) хорошей подработкой и крутизной уступа; 4) большим перебуром скважин (20 — 30% высоты уступа); 5) значительным выходом негабаритных кусков ( 7—10%) и большим развалом взорванной горной массы (больше трехкрат-
ной высоты уступа); - 6) малой часовой пооизводительностью экскаваторов (173 — 205 т/час). 4; ДВУХРЯДНОЕ РАСПОЛОЖЕНИЕ СКВАЖИН ПРИ ПРОИЗВОДСТВЕ ВЗРЫВНЫХ РАБОТ При этом способе ведения буровзрывных работ скважины рас-
полагались в шахматном порядке. Расстояние между рядами сква-
жин определялось исходя из принципа одинакового объема горной массы в целике, приходящегося на одну скважину. Все парамет-
ры буровзрывных работ, за исключением линии сопротивления по подошве уступа, принимались те же, что и при однорядном распо-
ложении скважин. Расчет количества ВВ, приходящегося на одну скважину, про-
изводился по формуле: Q = f (n) q . а . wl кг, (VIII) где w — линия наименьшего сопротивления в м, 1 — глубина скважин в м, f(n) — показатель выброса. 40 Остальные обозначения известны из предыдущего. При расчете зарядов величина q устанавливается исходя из практических данных рудника в зависимости от твердости пород, величина а — из имеющегося практического материала и замера скважин; величина f(n)—устанавливается в зависимости от вели-
чины линии наименьшего сопротивления (табл. 16). Таблица 16 Значение f(n) в зависимости от линии наименьшего сопротивления Взрывы, произведенные при двухрядном расположения сква-
жин, показали очень хорошие результаты. Выход негабаритных кусков при взрывании не превышал в среднегодовых показателях 2,7% в 1938 г. и 3,4 %—в 1939 г. и расход ВВ для вторичного дробления — 0,022 кг/м3. Часовая производительность экскаватора в среднем за год была высокой и достигала 255 т/час в 1938 г. и 257 т/час в 1939 году. Характеристика отдельных взрывов, произведенных на Коун-
радском руднике при двухрядном расположении скважин, приведе-
на в таблице 17. Таблица 17 Характеристика отдельных взрывов при двухрядном расположении скважин Из анализа приведенных выше данных, характеризующих по-
казатели отдельных взрывов, видно, что двухрядное расположение скважин при производстве взрывных работ обеспечивает: 1. Интенсивное дробление горной массы при взрывании, не-
большой (около 3%) выход негабаритных кусков, а в отдельных 41 •случаях и ниже (1 —2%) и низкий расход ВВ на вторичное взры-
вание (0,022 кг/м3). Следует отметить, что хорошее дробление было достигнуто при уступах высотою 10— 15 м, при сетке скважин около 5 X 5 м, диаметре скважин 200 мм и перебуре в 10 — 20% (в зависимости от высоты уступа). 2. Большую (чем при однорядных скважинах) продолжитель-
ность работы буровых станков и экскаваторов без передвижки, что обусловливалось меньшим количеством взрывов за год и боль-
шим объемом горной массы, взрываемой за один взрыв. 3. Нормальный развал взорванной горной массы. Экскаватор брал 2 — 3 ленты и почти с первой же ленты коэфициент наполне-
ния ковша в большинстве случаев был равен единице. 4. Большую удельную производительность экскаваторов, до-
стигающую 255 — 257 т/час в среднем за год, а в отдельных слу-
чаях до 322 т/час. 5. Сравнительно малый выход взорванной горной массы с погонного метра скважин, примерно на 25 — 30% ниже, чем при однорядном взрывании. 6. Крутой угол откоса уступа (до 62°), удобный для работы экскаваторов, и небольшие заколы в массиве; почти не было слу-
чаев вынужденного отхода экскаватора от забоя из-за нависания глыб и козырьков. 5. СРАВНЕНИЕ СПОСОБОВ ВЗРЫВНЫХ РАБОТ С ОДНОРЯДНЫМ И ДВУХРЯДНЫМ РАСПОЛОЖЕНИЕМ СКВАЖИН Для выяснения эффективности способов были изучены и об-
работаны экспериментальные и производственные данные взрыв-
ных работ Коунрадского рудника за несколько лет (табл. 18), Таблица 18 Характеристика буровзрывных работ на Коунрадском руднике за период 1938 — 1945 гг. 42 которые показали, что взрывные работы с двухрядным расположе-
нием скважин по сравнению с однорядным имеют следующие ос-
новные и главные преимущества: 1. Вследствие улучшения условий дробления горной массы в два-три раза уменьшается выход негабаритных кусков и во столько же раз расход ВВ на вторичное взрывание. Преимуще-
ственно двух-
рядное взрывание Преимущественно однорядное взрывание Фиг. 12. Выход негабаритных кусков и расход ВВ на вторичное взрыва-
ние при однорядном и двухрядном расположениях скважин. I — расход ВВ в кг/м3. II — выход негабаритных кусков в % к общей взорванной горной массе. 2. Снижается в три-четыре раза частота взрывов вследствие большего объема горной массы, взрываемой за один взрыв. 3. Как результат двух предыдущих показателей значительно повышается производительность экскаватора. Производительность экскаватора является основным показа-
телем, характеризующим эффективность применяемого способа массовых взрывов. В самом деле, производительность экскаватора за час основ-
ной работы определяется по известной формуле: где Ar — часовая производительность экскаватора в м3/час, V — емкость ковша в м3, ( I X) 43 Кн — коэфициент наполнения ковша, Кт — » использования экскаватора во времени, Кр — » разрыхления горной массы, t — время одного цикла работы экскаватора в сек. На часовую производительность экскаватора влияет, главным образом, коэфициент Кн и Кг. При этом очевидно, что с увеличением коэфициента разрых-
ления (кусковатости) производительность падает и наоборот. Указанные два коэфициента находятся в зависимости от кус-
коватости пород, так как с увеличением последней уменьшается коэфициент наполнения, вследствие ухудшения процесса экскава-
ции. В формуле ясно видно влияние этих коэфициентов на произ-
водительность экскаватора, так как кроме коэфициентов Кн и Кр остальные величины постоянны при данных условиях, т. е. 1аким образом: 1) производительность экскаватора пропорциональна коэфи-
циенту наполнения ковша и обратно пропорциональна коэфициен-
ту разрыхления; 2) коэфициент наполнения ковша прямо пропорционален коэ-
фициенту разрыхления; 3) коэфициент разрыхления находится в прямой зависимости от расположения скважин при взрывных работах; 4) при двухрядном и многорядном расположении скважин коэфициент разрыхления пород меньше, чем при однорядном, что подтверждается следующими данными: Коэфициент разрыхления горной массы (К при одно- и двухрядном расположении скважин Тогда: 45 На основании вышеизложенного можно утверждать, что двух-
рядное расположение скважин при взрывных работах, с точки зре-
ния увеличения производительности экскаваторов, является наибо-
лее рациональным. 6. ОРГАНИЗАЦИЯ БУРОВЗРЫВНЫХ РАБОТ Для организации буровзрывных работ на руднике составлена инструкция по их введению. Инструкцией преследуется цель — правильно подготовить блок уступа к взрыванию, т. е. располо-
жить каждую выбуриваемую в серии скважину так, чтобы заряд, помещаемый в нее, работал наиболее эффективно. Подготовленным считается такой блок, в котором выбуренные скважины расположены в один ряд, расстояние между ними нахо-
дится в соответствии с сеткой, установленной для данной породы, иг отклонение от сетки не превышает 0,3 м, сопротивление по подош-
ве составляет 8,5 — 9,5 м и перебур 2,5 — 3,0 м. Взрывание про-
изводится сериями по 30— 100 скважин. Буровые работы на рудниках производятся в течение двух смен. Ночная смена используется для снабжения буровых бригад материалами, инструментами и водой. Бурением на участке руко-
водит техник. Кроме него на 5 — 6 станков имеется буровой мастер. Для снабжения работающих буровых станков имеется хозяйствен-
ный поезд, на котором подвозятся трубы, штанги и долотья. К поезду прицепляется цистерна для снабжения станков водой. Иногда для этой цели применяют автомашины. а ) С е т к а р а с п о л о ж е н и я с к в а ж и н. Установлены следующие размеры буровой сетки и перебура скважин в зависи-
мости от категории взрываемости пород и высоты уступа: Таблица Расстояние между скважинами в зависимости от характеристики пород и высоты уступа (в м) б) П о д г о т о в к а к в з р ы в у б л о к а. Фронт работы экска-
ватора разделяется не менее, чем на два блока с расчетом раз-
местить на каждом из них не менее 40 скважин. В то время, когда на одном из блоков производится экскава-
ция, второй подготавливается к взрыву. Подготовка блока начинается разбивкою скважин, которая производится поблочно при хорошо подобранном уступе. Накану-
не разбивки геолого-маркшейдерский отдел дает участку и взрыв-
46 ному цеху план блока в масштабе 1 : 500 с указанием категории взрываемости пород. Техник по бурению участка совместно с инженером по массо-
вым взрывам производит разбивку скважин, устанавливая по вы-
шеприведенной таблице расстояния между скважинами в соответ-
ствии с категорией породы. Для определения удаления скважины от верхней бровки уступа с помощью эклиметра Брандиса замеря-
ется угол откоса уступа, а по углу и высоте уступа определяется расстояние от бровок по специально заготовленной таблице (21) или номограмме, вычисленными по формуле (VI). После этого геолого-маркшейдерский отдел на основе инстру-
ментальной съемки наносит разбивку на план блока, вычисляет глубины скважин с учетом установленного перебура, а на следую-
щий день передает план блока с разбивкой и указанием проект-
ных глубин буровому и взрывному цехам. В плане скважины ну-
меруются порядковыми номерами по каждому горизонту с начала года. Если по условиям угла откоса и высоты уступа не представ-
ляется возможным заложить скважину с нормальным сопротивле-
нием по подошве, то при сопротивлении, превышающем 10 м, как это уже было сказано, скважина должна быть прострелена. Заря-
ды на прострелку принимаются согласно таблице 20. Таблица 20 Величина зарядов для прострелки скважин и длина забойки в зависимости от величины линии сопротивления по подошве уступа Прострелка производится только детонирующим шнуром, при-
чем каждая скважина простреливается разновременно. Для этого к концу детонирующего шнура, выходящему из скважины, привязы-
вается капсюль-детонатор № 8 с отрезком бикфордова шнура. В качестве забойки при этом применяется мелкая порода, добывае-
мая на месте, но ни в коем случае не песок, который после прост-
релки очень трудно извлечь из скважины. Прочистка прострелен-
ных скважин производится буровым станком до первоначальной глубины. Для этого порода, оставшаяся от забойки и обрушенная в результате прострелки скважины, измельчается буровым доло-
том, а затем в виде образовавшегося шлама желонкой выдается из скважин на поверхность. Выбуривание скважин производится строго по разбивке. Сме-
щение скважин от намеченных точек допускается до 5%, а откло-
нение от проектной глубины — до 0,3 м. Устья скважин, выбуренных в разрушенных породах, обсажи-
ваются трубами, а скважины с необсаженными устьями закрыва-
ются крупными кусками породы. 47 По окончании бурения скважина тщательно подсушивается посредством работы долота без подливания воды. Ответственность за сохранность пробуренных скважин и их нумерацию несет буровой мастер до момента сдачи их взрывному цеху, а после сдачи до взрыва за сохранность их отвечает взрыв-
ной цех. По окончании обуривания, но не позже чем за два дня до взрыва, техник по бурению участка предъявляет обуренный блок к сдаче взрывному цеху. Прием и сдача блока оформляется актом по форме, включенной в паспорт взрыва (см. образец паспорта взрыва в конце книги). Все аварийные скважины оформляются особым актом, в кото-
ром указывается их глубина и наличие в них металлических дета-
лей. Один экземпляр акта направляется в геолого-маркшейдерский отдел для нанесения аварийных скважин на план. Скважины, имеющие грунтовые воды, непосредственно перед зарядкой осуша-
ются буровыми станками или ручными желонками. Подготовка блока к взрыву заканчивается уборкой с подошвы уступа валунов и выхода скалы, оставшихся после экскавации, а также металлолома из зоны взрыва. Взорванные валуны и скалы или отгружаются или отбрасыва-
ются от забоя. До взрыва взрывной цех заготавливает в достаточном коли-
честве забоечный материал из высохшего шлама или из мелкой породы и руды с размером кусков не более 40 мм в наибольшем измерении. Железнодорожный путь перед взрываемым блоком, как пра-
вило, убирается незадолго до зарядки. Исключение составляют блоки с высотой уступа не более девяти метров, где взрыв произ-
водится без уборки пути. в ) Р а с ч е т з а р я д о в п р и м а с с о в о м в з р ы в е. Д о зарядки инженер по массовым взрывам тает заявку геолого-марк-
шейдерскому отделу на съемку обуренного блока. Геолого-марк-
шейдерский отдел накануне зарядки дает план обуренного блока в масштабе 1 : 500, составленный по материалам инструментальной съемки, с указанием отметок устьев скважин. Этот план отлича-
ется от плана разбивки только тем, что в таблице указываются еще и фактические глубины скважин. После получения плана обуренного блока с помощью экли-
метра Брандиса определяется сопротивление по подошве для каж-
дой скважины. По маркшейдерским материалам производится расчет зарядов каждой скважины по ранее приведенным формулам. Расчетные данные и величины расчетных зарядов для каждой скважины за-
носятся в паспорт взрыва. Расчет зарядов массового взрыва утверждается начальником взрывного цеха и в особо сложных случаях главным инженером рудника или его заместителем. 4 50 49 Пример: Дано: 1) Высота уступа Н= 10,7 м. 2) Расстояние от скважины до бровки уступа b = 4,5 м. 3) Расстояние между скважинами .... а = 4,6 м. 4) Перебур скважины k = 4,3 м. 5) Угол откоса уступа a = 68°, ctg 68°=0,404. 6) Удельный расход ВВ q = 0,5 кг/м3. Фиг. 15. Схема расположения буровых скважин. Тогда 1) Линия нормального сопротивления по подошве уступа оп-
ределится из формулы (VI): W = Н • ctg а + b = 10,7 • 0,404 + 4,5 = 8,8 м. 2) Величина заряда, приходящегося на одну скважину, со-
ставит по формуле (VII): Q = (W + k • ctg a) Н . а • q = = (8,8 + 4,3 • 0,404) • 10,7 . 4,6 • 0,5 = 259,4 = 260 кг. г ) З а р я ж е н и е с к в а ж и н. Взрывчатка из базисного склада ВВ на взрывную площадку подвозится специальным поез-
дом, состоящим из двухосных крытых вагонов, с головы и хвоста прикрытых двумя четырехосными порожними подвижными едини-
цами. На верхних вскрышных горизонтах взрывчатка подвозится специально оборудованной автомашиной. В качестве ВВ применяются порошкообразные аммониты и динамоны. Заряжение и взрывание скважин производится только в днев-
ное время. До заряжения все механизмы отводятся от взрываемого блока на следующие расстояния: 50 Перед засыпанием ВВ в скважины опускаются две нити дето-
нирующего шнура или обе до забоя скважины или вторую нить опускают после засыпки 80 — 90% расчетного заряда. Взрывчатка из заводской тары через железные воронки засыпается в скважи-
ны, при этом куски ВВ разбиваются деревянными молотками. При зарядке каждой скважины два-три раза производится замер глу-
бины скважины. Нормальной длиной забойки считается: а) при высоте уступа 10 м — 6 — 7 м, б) при высоте уступа 15 м — 7 — 8 м. Если в скважине расчетный заряд ложится ниже указанных норм, то производится рассредоточка заряда, для чего на глубине 6 — 7 м помещается дополнительный заряд весом 25 — 50 кг. Ве-
са зарядов, помещенных в скважины, и длина забойки заносятся в паспорт взрыва. По окончании забойки скважин приступают к монтажу взрыв-
ной сети (фиг. 16.). Магистральный шнур в две нити протягива-
ется от флангов к середине, где концы, собранные в пучок, погружа-
ются во взрывчатку весом около 1 кг. В эту же взрывчатку погру-
жается и инициатор в виде двух капсюлей с отрезками бикфордо-
ва шнура длиною в 2 м. Сопряжение магистрального шнура с ос-
тальными шнурами скважин осуществляется или завязыванием морским узлом, или привязыванием «внахлестку» ниткой. В пос-
леднем случае концы шнуров направляются в сторону инициатора и все стыки покрываются зарядами ВВ весом 50 — 60 г. Живое оцепление опасной зоны при массовых взрывах произ-
водится в радиусе до 500 м от места взрыва. За две минуты до взрыва взрываются с интервалом в одну минуту два предупреди-
тельных открытых заряда. д ) А н а л и з м а с с о в ы х в з р ы в о в. Для дальнейшего усо-
вершенствования буровзрывных работ каждый массовый взрыв тщательно анализируется. Средние цифры из паспорта каждого взрыва сводятся в специальную таблицу. В начале каждого месяца на специальном совещании при главном инженере, в котором участвует весь технический персо-
нал, руководящий буровзрывными работами, производится раз-
бор каждого массового взрыва за прошедший месяц. е) В т о р и ч н о е в з р ы в а н и е. После массовых взрывов, даже при самом совершенном методе ведения буровзрывных ра-
бот, неизбежен в том или другом размере выход негабаритных кус-
ков взорванной горной массы и оставление порогов в почве забоя. 51 Фиг. 16. Схема монтажа взрываемой сети. 52 Для дробления негабаритных кусков и ликвидации порогов приме-
няется так называемое вторичное взрывание. На Коунрадском руднике вторичному дроблению подлежат только валуны, имеющие более 0,7 м в наибольшем измерении. Взрывание валунов производится накладными зарядами, величи-
на которых составляет 300 г на каждый кубический метр объема валуна, но не более 3 кг. Накладной заряд должен быть прикрыт забойкой, превышающей величину заряда в 2— 3 раза. Для взры-
вания оставшихся порогов в почве забоя пробуриваются шпуры. Бурение производится ручными перфораторами. Заряжение и взрывание осуществляются общеизвестным способом. В таблице 22 приведены данные о расходе взрывчатых ве-
ществ и средств взрывания на 1 м3 горной массы с учетом первич-
ного и вторичного взрывания. Таблица 22 Расход взрывчатых веществ и средств взрывания на 1 м3 горной массы по Коунрадскому руднику 7. ПРИМЕНЕНИЕ КУМУЛЯТИВНЫХ ЗАРЯДОВ В стремлении наиболее эффективно использовать взрывчатые вещества на Коунрадском руднике в 1948 году стали применять при массовых взрывах кумулятивные заряды. На фиг. 17 изображен разрез скважины с кумулятивными за-
рядами в таком виде, какой имеет место на руднике. Как видно из рисунка, для придания в донной части заряда кумулятивного углубления в скважине помещаются в расстоянии 1,5 м друг от друга так называемые кумулятивные колпачки в форме усеченно-
го конуса, изготовленные из отходов бумаги. Пространство же между колпачками заполняется взрывчаткой. Таким образом, в отличие от колонкового заряда скважина заряжается как бы несколькими зарядами (по числу колпачков), у которых в донной части образованы кумулятивные углубления, благодаря которым достигается сосредоточение части кинетиче-
ской энергии взрыва в определенном направлении, что вызывает значительное повышение бризантности аммонита. В сравнении с колонковым зарядом применение кумулятивных зарядов при массовых взрывах, по данным Коунрадского рудника, 1 В эти годы на руднике одновременно с аммонитом применялся и динамон. 53 увеличило выход горной массы с 1 пог. м скважины на 30,5%, часо-
вую производительность экскаватора — на 3,3%, а также умень-
шило расход ВВ на 16,5%, в том числе при первичном взрыва-
нии— на 14,7% и при вторичном взрывании — на 40%. Эти результаты достигнуты рудником при более расширенной буровой сетке и меньшем перебуре скважин. По данным рудника, сравнительные показатели его работы при КОЛОНКОВЫХ и кумулятивных зарядах приведены в таблице 23. Как видно из таблицы 23, производительность экскаватора при кумулятивных зарядах выше, чем при колонковых (на 3,3%), одна-
ко значительно ниже той, которая была достигнута на руднике в 1938 и 1939 гг. при двухрядном расположении скважин и колон-
ковых зарядах. На увеличение производительности экскаваторов при кумуля-
тивных зарядах во многом могло сказаться улучшение организа-
ции труда, происшедшее в этот период на руднике в связи с соз-
данием комплексных бригад. Касаясь кратко описания применения кумулятивных зарядов на Коунрадском руднике, следует указать, что они применяются на Коунраде при параметрах, которые были приняты сразу, не пре-
терпев никаких изменений с момента первого взрыва до их внедре-
ния в массовом масштабе. Поэтому эти параметры (в особенности размер, форма и расположение кумулятивного углубления) в том виде, в каком они применяются на Коунраде, нельзя считать опти-
мальными. 54 Таблица 23 Основные показатели буровзрывных работ при колонковом и кумулятивном зарядах скважин Для установления оптимальных параметров буровзрывных ра-
бот при кумулятивных зарядах требуется большая совместная на-
учно-исследовательская и экспериментальная работа инженеров-
практиков и научных работников. Заканчивая раздел ведения и организации буровзрывных ра-
бот на Коунрадском руднике, считаем необходимым показать не-
сколько взрывов с графическими материалами. для расчета заря-
дов и их технико-экономические показатели. (Таблицы, планы торных работ и профили по взрывам см. в конце книги). V. ЭКСКАВАТОРНЫЕ РАБОТЫ 1. ТИП И РАЗМЕР ЭКСКАВАТОРА Для разработки грунта и добычи полезных ископаемых от-
крытым способом в самых различных условиях современная техни-
ка создала совершенные механизмы в виде мощных высокопроиз-
водительных экскаваторов. При породах рыхлых, мягких и средней крепости экскавато-
ры непосредственно производят добычу породы в забое и погруз-
ку ее в вагоны. При породах значительной крепости они произ-
водят погрузку в вагоны взорванной горной массы для последую-
щей ее транспортировки. В некоторых случаях экскаваторы боль-
ших размеров применяются для перемещения захватываемой ими горной массы в отвалы. В зависимости от исполнения главным образом рабочего ор-
гана экскаваторы подразделяются на одночерпаковые и многочер-
паковые. Многочерпаковые экскаваторы, являясь в конструктивном от-
ношении более сложными машинами по сравнению с одночерпако-
выми, могут применяться только для работы в рыхлых, песчани-
стых или глинистых грунтах, лишенных частых включений валу-
нов, пней и пр. Одночерпаковые экскаваторы, являясь более про-
стыми в конструктивном отношении машинами, могут применяться для разработки пород различной крепости. В зависимости от устройства исполнительных органов одно-
черпаковые экскаваторы предназначаются для различных видов работ и бывают следующих типов: 1) механическая лопата с рабочим органом в виде рукоятки и черпака; 2) механический струг или скиммер, отличающийся от меха-
нической лопаты формой ковша, отсутствием у ковша рукояти, на-
личием ползуна или каретки, скользящей вдоль стрелы, а также приспособлением для подъема и опускания стрелы; 3) канатный экскаватор или драгляйн, черпак которого под-
вешивается в стреле на стальном канате; 4) кран, у которого исполнительный орган отнят от стрелы, и другие. Из всех перечисленных типов одночерпаковых экскаваторов наиболее простой, надежной и в то же время универсальной ма-
шиной является механическая лопата, могущая забирать грунт ниже и выше уровня своего нахождения и способная работать в породах не только рыхлых, но и ломких, если последние не слиш-
56 ком крепки, а также выхватывать большие глыбы из кучки взор-
ванных крепких пород. Кроме того, механическая лопата за счет незначительных приспособлений может быть легко переоборудова-
на для производства специальных работ в остальные типы экска-
ваторов. Практика горно-рудных предприятий подтвердила, что механическая лопата является наиболее совершенной машиной для добычи пород, требующих предварительного взрывания, т. е. для условий, аналогичных Коунрадскому руднику. Остальные типы экскаваторов имеют специальное назначение и применяются при определенных условиях. Так, механические струги применяются для производства выемки сравнительно тон-
кими слоями при соблюдении ее особой ровности, а также при планировке поверхности во время строительства железных дорог, возведения зданий и пр. Драгляйны пригодны для работы толь-
ко в мягких и рыхлых грунтах и применяются обычно, когда до-
бываемый грунт можно непосредственно переваливать в отвал без; промежуточного транспорта. Кран служит для подъема и погруз-
ки штучного материала с значительным весом и размерами. В гор-
ном деле кран применяется при добыче некоторых строительных материалов. Так, например, при добыче мрамора карьеры обору-
дуются кранами «Деррик» для перемещения камней от забоя до места погрузки в транспортные устройства. В зависимости от вида двигателей и рода потребляемой энер-
гии экскаваторы разделяются на паровые, газолиновые (с двига-
телем внутреннего сгорания), гидравлические, пневматические, ди-
зель-электрические и электрические. Из этих видов машин наибольшее распространение на откры-
тых работах получили паровые и электрические экскаваторы. За последнее время в связи с электрификацией производствен-
ных процессов паровые экскаваторы в горной промышленности стали вытесняться электрическими. Это объясняется тем, что элек-
трические экскаваторы имеют значительные преимущества в срав-
нении с паровыми. При одинаковых эксплоатационных характери-
стиках расходы по эксплоатации электрического экскаватора на 22 — 25% меньше паровых. Кроме того, если за электрическими машинами необходим не-
значительный уход в различное время года, то за паровыми ма-
шинами требуется особо тяжелый уход зимой, когда малейший недосмотр и упущение могут привести к авариям и размораживанию инжекторов, насосов, паропроводов, а иногда и цилиндров, если у экскаваторов нет защитных устройств против низких темпера-
тур. В зимнее время для паровых экскаваторов составляет значи-
тельную трудность также промывка котлов. Для разработки месторождения с суровыми климатическими условиями при невозможности прокладки открытого водопровода и наличии полной электрификации рудника становится совершен-
но очевидным, что в техническом и экономическом отношении наи-
более приемлемыми будут электрические экскаваторы типа меха-
нической лопаты. В зависимости от устройства ходовой части механические ло-
паты могут быть гусеничные полноповоротные, железнодорожного 57 и автомобильного типа и так называемые «шагающие». Из этих типов машин наибольшей маневренностью обладают гусеничные полноповоротные экскаваторы. Для условий, требующих частого передвижения погрузочного агрегата в различных направлениях, наиболее подходящим является, естественно, полнопозоротный элек-
трический экскаватор на гусеничном ходу. Современная машиностроительная промышленность в настоя-
щее время выпускает экскаваторы самых различных размеров и производительности. За последнее время размеры и производительность выпускае-
мых экскаваторов/ стремительно растут, достигая в отдельных слу-
чаях гигантских масштабов. Это объясняется тем, что большие экскаваторы имеют значительные экономические преимущества пе-
ред машинами с меньшими размерами и производительностью. Практикой на ряде рудников установлено, что при увеличении емкости ковша на 50% стоимость экскавации и погрузки руды уменьшается на 33%. Указанные обстоятельства привели к созданию отдельных эк-
скаваторов с емкостью ковша в несколько десятков кубометров. Та-
кие гигантские машины являются, конечно, единичными и пред-
назначаются для специальных работ в условиях, позволяющих максимально использовать их во времени (обычно при разработке грунта без промежуточного транспорта). На рудниках с открыты-
ми работами горная масса в большинстве своем грузится экскава-
тором в железнодорожные вагоны для последующей транспорти-
ровки ее в отвал или на обогатительную фабрику. В этом случае использование экскаватора во времени (по чистой погрузке) за-
висит от организации транспорта. При тупиковой откатке и обслу-
живании одним электровозом одного экскаватора коэфициент ис-
пользования последнего (по чистой погрузке) обычно составляет 0,3 — 0,35. При кольцевой откатке и диспетчерской службе коэ-
фициент использования экскаватора выше, однако не превышает в среднем 0,5 — 0,6. Отсюда следует, что при наличии на руднике промежуточного транспорта в виде подвижных двигателей приме-
нение особо больших экскаваторов становится экономически невы-
годным, так как они, требуя для своего приобретения больших де-
нежных затрат, не могут быть эффективно использованы. Кроме экономических факторов, размер и производительность механиче-
ской лопаты (в смысле емкости ковша) ограничиваются также конструктивной прочностью выпускаемых железнодорожных ваго-
нов, могущих выдерживать удары кусков вполне определенного веса. В силу указанных обстоятельств в настоящее время в нашей стране и за границей на открытых карьерах большой мощности с транспортировкой горной массы в железнодорожных вагонах электрической тягой наибольшее распространение получили экска-
ваторы с емкостью ковша 1,5 — 4,6 кубометра. Размер экскаватора, характеризующийся длиной рукояти и стрелы, должен быть увязан с высотой уступа. Взаимная увязка размеров экскаватора и высоты уступа выражается в следующих соотношениях: 1) по соображениям техники безопасности желательно, чтобы высота уступа была такой, при которой данный экскаватор мог бы черпаком непосредственно производить выравнивание (оборку) верхней части забоя; это возможно, когда высота уступа равна пли незначительно превышает максимальную высоту черпания экскаватора; 2) согласно практики целесообразно, чтобы величина радиу-
са черпания экскаватора была равна высоте уступа. Из отечественных заводов наибольшие по размерам и произ-
водительности экскаваторы выпускает Уральский машинострои-
тельный завод. В довоенное время им выпускался экскаватор M-IV-Э со следующей характеристикой: 1) тип — одноповоротный одноковшевый полууниверсальный; 2) модель — IV-Э; 3) рабочее оборудование: лопата, драгляйн и грейфер; 4) ходовое оборудование — гусеничное; 5) силовое оборудование — электрическое; 6) возможный угол поворота — 360°; 7) транспортный вес— 145 тонн; 8) род противовеса — балласт; 9) вес противовеса — 21,5 тонны для всего рабочего оборудо-
вания. Х о д о в о е о б о р у д о в а н и е: 1) ширина гусеничного хода — 5150 мм; 2) ширина гусеничной ленты — 1100 мм; 3) длина опорной части гусеницы — 4680 мм-; 4) габаритная длина гусеницы — 5720 мм; 5) опорная площадь гусеницы—10,3 м2; 6) тип гусеницы — многоопорная (две гусеницы); 7) среднее удельное давление на грунт—1,7 кг/см2; 8) скорость движения по горизонтали—1,0 км час; 9) максимальный подъем, который берет экскаватор, — 15°. Г а б а р и т н ы е р а з м е р ы. 1. Габаритный просвет (высота) под вращающей-
ся платформой 1555 мм 2. Радиус вращения кузова .... 5200 " 3. Габаритная ширина кузова 5Г20 » 4. Габаритная высота кузова 5695 „ 5. Максимальная габаритная высота экскаватора без стрелы 7705 " 6. Ширина гусеничного хода 5100 „ 7. Габаритный просвет (ширина) между гусеницами 2900 „ Как видно из данных таблицы 24, эксплоатационные размеры экскаватора M-IV-Э вполне соответствуют высоте уступа от 10 до 15 метров. Поэтому, исходя из заданной производительности рудника и принятой системы разработки месторождения, этот тип экскава-
тора был принят на Коунрадском руднике в качестве основного погрузочного агрегата. В последнее время Уральский завод тяжелого машинострое-
59 ния имени Орджоникидзе путем рационализации и улучшения конструкции экскаваторов M-IV-Э, начал выпускать экскаваторы Э-3. весом на 17 тонн меньше, чем экскаваторы M-IV-Э. Экскаватор Э-3, как и экскаватор M-IV-Э, управляется по си-
стеме Леонарда. В отличие от ранее выпущенных экскаваторов ряд деталей для экскаватора Э-3 изготовлен из высококачест-
венных легированных сталей. Применены шлицевые соединения для передачи больших крутящих моментов и они очень удобны для разборки и сборки узлов экскаватора. Установлены мощные элек-
троприводы, усовершенствована система управления по схеме Леонарда. Увеличение мощности подъемного электродвигателя позволило увеличить подъемное усилие экскаватора на 40 т, что превышает подъемное усилие первоклассного американского эк-
скаватора Быосайрус 120-В на 10%. Произведенные изменения некоторых деталей конструкции: подвеска ковша к рукояти без полиспаста, стрелы рукояти и ковша экскаватора, установление головных блоков на мощных ро-
ликовых подшипниках, напорного механизма, ходовой части и дру-
гих узлов, дали возможность увеличить коэфициент полезного действия экскаватора. Все это дает нам основание считать экскава-
тор Э-3 самой лучшей и высокопроизводительной машиной из всех выпускаемых машин нашими и заграничными заводами. Характеристика экскаватора Э-3 представлена вместе с ха-
рактеристикой экскаватора M-IV-Э. В военные годы экскаваторный парк рудника был пополнен иностранными машинами аналогичного типа: Быосайрус 120-В и Менк-Гамбург. 2. ОРГАНИЗАЦИЯ ЭКСКАВАТОРНЫХ РАБОТ Горная масса уступа после взрыва при нормальных условиях принимает форму развала с профилем поперечного сечения, близ-
ким к треугольнику (фиг. 19). Этот развал обычно отрабатывает-
ся экскаватором тремя заходками. Фиг. 19. Расположение горной массы уступа после взрыва. Во время первой заходки осуществляется подчистка и плани-
ровка трассы после взрыва блока для укладки железнодорожного пути. При подчистке трассы экскаватор, передвигаясь вдоль раз-
вала на расстоянии 3 — 4 м от его границ, подбирает впе-
61 реди себя на рабочем угле в 30° породу и набрасывает ее сверху развала. После такой зачистки трассы на всю длину взорванного блока производится укладка железнодорожного пути на расстоя-
нии 1,8 — 3 м от границы развала. По окончании планировки трассы и укладки железнодорож-
ного пути производится выемка первой ленты развала горной мас-
сы. В этом случае экскаватор, передвигаясь вдоль забоя на рас-
стоянии 6 — 7 м от его границы, грузит захватываемую им горную массу в железнодорожные вагоны. Ширина экскаваторной заход-
ки принимается на руднике равной 1,35 радиуса черпания по низу ( 8,5X1.35 = 12 м). При этом угол стрелы поворота экскаватора не превышает 90°. Встречающиеся негабаритные куски взорванной породы экскаватором оставляются и затем подвергаются вторич-
ному взрыванию. После выемки первой ленты экскаватор производит на протя-
жении всего взорванного блока планировку трассы для передвиж-
ки железнодорожного пути на величину заходки. По окончании передвижки пути производится выемка второй ленты аналогично выемке первой ленты. Экскаватор также, дви-
гаясь вдоль забоя на расстоянии 6 — 7 м от железнодорожного пути и 9— 12 м от новой бровки уступа, грузит породу в вагоны при рабочем угле поворота в 90°. После окончания выемки второй ленты экскаватор движется в обратном направлении, производя оборку уступа и погрузку породы в вагоны на полную рукоять. Этот ход экскаватора не производителен и необходим только лишь для подготовки уступа к последующему взрыву. Во время работы экскаватор обслуживается машинистом и по-
мощником машиниста экскаватора. Первый управляет машиной во время экскавации и погрузки и отвечает за ее состояние в своей смене. В обязанность второго входит осмотр, смазка экскаватора, а также производство мелкого ремонта (подтяжка ослабленных болтов, замена зубков и т. д.). Кроме того, помощник машиниста следит за прокладкой кабеля, переводит муфты поворота во время хода экскаватора и помогает машинисту экскаватора в его работе. 3. ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТЬ ЭКСКАВАТОРОВ И ИХ ИСПОЛЬЗОВАНИЕ НА РУДНИКЕ ВО ВРЕМЕНИ На производительность экскаватора влияет множество фак-
торов: организация транспорта, условия погрузки, подготовлен-
ность забоя, квалификация машиниста, кусковатость полученного после взрыва материала и другие причины, менее влияющие на работу экскаватора. Производительность экскаватора в час чистого времени по-
грузки может быть определена по формуле: 62 где V — геометрическая емкость экскаватора в м3; t — продолжительность рабочего цикла экскаватора в сек.; Кн — коэфициент наполнения ковша; Кр — коэфициент разрыхления грунта в ковше экскаватора. Продолжительность рабочего цикла одночерпакового экскава-
тора типа механической лопаты (t) слагается из времени" зачерпывания ti установки ковша для разгрузки .... t 2 поворота к месту разгрузки ...... t 3 установки ковша для разгрузки . . . . t4 разгрузки ковша t5 подбирания рукояти ........ t 6 поворота к забою . . . t7 и опускания ковша ..... . . . t 8 Перечисленные элементы рабочего цикла определяются кон-
структивными данными экскаватора: длиной стрелы и рукояти скоростями подъема ковша, выдвигания рукояти, поворота снаря-
да. На продолжительность каждой операции рабочего цикла влия-
ют также высота уступа, условия погрузки (угол поворота стрелы, уровень черпания), характер породы и ряд других факто-
ров. Продолжительность рабочего цикла экскаватора M-IV-Э в зависимости от угла поворота и высоты уступа по данным хроно-
метражных наблюдений, проведенных на Коунрадском руднике в 1937 г., характеризуется следующими данными. Таблица 25 Продолжительность рабочего цикла экскаватора M-IV-Э в зависимости от угла поворота стрелы экскаватора и высоты забоя В значительной степени продолжительность рабочего цикла механической лопаты, а следовательно, ее производительность зависит от квалификации машиниста, могущего в зависимости от условий погрузки совмещать отдельные операции рабочего цикла. Так, передовые стахановцы-машинисты добиваются повышения производительности экскаватора тем, что одновременно с поворот том стрелы к месту разгрузки выдвигают рукоять, производя за-
тем плавную разгрузку ковша на ходу. Кроме того, при обратном движении ковша после его разгрузки одновременно с поворотом стрелы опускают ковш в забой. При такой работе t4 + t5 + t6 + t7 = 0 и полный рабочий цикл механической лопаты уже состоит не из восьми, а только из че-
тырех операций, т. е. t = t1 +t2 + t3 +17 63 Коэфициент наполнения ковша (Кн) зависит от характера грунта и высоты экскаваторного забоя. Для условий Коунрадского рудника Кн принят равным 0,85. Коэфициент разрыхления породы в ковше экскаватора Кр зависит от кусковатости полученного после взрыва материала, т. е. от организации буровзрывных работ. Производительность экскаватора M-IV-Э по погрузке в ж.-д. вагоны за час основной работы, по данным Коунрадского рудника, характеризуется следующими данными: Таблица 26 Производительность экскаваторов за час основной работы в тоннах за 1942 — 1945 гг. где Т —продолжительность смены (час.), tH — неустранимые потери времени по погрузке в смену (час.). Значение tH зависит не только от продолжительности вспомо-
гательных операций при экскавации, но и от организации тран-
спорта. Для определения значения tH при тупиковой откатке и обслу-
живании одним электровозом одного экскаватора введем дополни-
тельно следующие обозначения: L —длина откатки (км), v 1 = v 2 = v — скорость движения состава в грузовом и порожняко-
вом направлении (км/час), tM — продолжительность разгрузки поезда и маневров (час.), q —емкость вагона (м3), n — число вагонов в составе, к'н — коэфициент наполнения вагона, к'р — коэфициент разрыхления грунта в вагоне, Тпз — продолжительность подготовительно-заключительных операций по полрузке в смену (час.). Тогда: 1) продолжительность простоя экскаватора от момента убор-
ки груженого состава до подачи порожнего состава под погрузку (час.). Организационные простои за указанный период, в свою оче-
редь, складывались из следующих элементов (в %): Таблица 29 Распределение организационных простоев экскаваторов за 1940 — 1947 гг. Для определения годовой производительности экскаватора не-
обходимо знать использование его в календарное время. Данные об использовании экскаваторов в календарное время приведены в таблице 30 (в %): Таблица 30 Распределение календарного времени работы экскаваторов за 1940 — 1947 гг. 67 В нерабочее время входят: планово-предупредительный ре-
монт, климатические простои, ожидания массового взрыва, пере-
ходы в другой забой, передвижка ж.-д. пути в забоях, чистка трассы и неплановый ремонт. В таблице 31 приведена производительность экскаватора в тоннах на Коунрадском руднике с 1939 по 1947 г. Таблица 31 Производительность экскаваторов за час, смену, месяц и год в тоннах за 1939 — 1947 гг. VI. ВНУТРИРУДНИЧНЫЙ ЖЕЛЕЗНОДОРОЖНЫЙ ТРАНСПОРТ Организация транспортировки добытой горной массы на сов-
ременных рудниках с открытыми работами, представляет собою весьма серьезную задачу в общем технологическом комплексе производственного процесса предприятия. И это понятно, потому что применение на открытых работах высокопроизводительных буровых станков, массовых взрывов, а также мощных погрузоч-
ных агрегатов вызывает необходимость в транспортировке чрез-
вычайно большого количества полезного ископаемого и пустой породы, получаемой от вскрышных работ. Эта задача значительно осложняется для месторождений, имеющих малую площадь рудного тела и значительную глубину его залегания при огромном объеме добываемой горной массы. Безусловно, успешное решение указанной задачи зависит от пра-
вильного выбора способа транспортировки добытой горной массы, принятия наиболее совершенных средств транспорта, выбора типа и мощности оборудования, а также от других менее значительных факторов. 1. ВИД ТРАНСПОРТА, ТИП И МОЩНОСТЬ ЭЛЕКТРОВОЗА Для рудного месторождения, имеющего значительную глу-
бину карьера и весьма твердые породы, вызывающие необходи-
мость применения взрывных работ и одноковшевых экскаваторов большей емкости, из всех имеющихся видов транспорта добытой горной массы наиболее рациональным как в техническом, так и в экономическом отношении, несомненно, является локомотивная откатка по рельсовым путям нормальной колеи. В зависимости от типа двигателя локомотивы подразделяются в основном на электровозы, паровозы и мотовозы или тепловозы. Наибольшее распространение на открытых работах получили паровозная и электрическая тяга, причем за последнее время электрический вид транспорта на рудниках большой производи-
тельности стал являться доминирующим. Паровая тяга в сравнении с электрической имеет ряд не-
достатков: 1) низкий коэфициент полезного действия паровоза; 2) большие эксплоатационные расходы; 3) необходимость дополнительных устройств для обеспечения, паровозов водой и топливом; 69 Фиг. 20. Электровоз В0"В0" завода «Динамо» весом 94 т в ожидании погрузки думпкар. Фиг. 21. Схема главнейших размеров электровоза В0"В0" за-
вода «Динамо» весом 94 т. 4) частые аварии паровозов в зимних условиях вследствие низких температур; 5) длительные простои локомотивной откатки из-за экипиров-
ки паровозов и их аварий в зимнее время. 70 Практика современных рудников показала неприспособлен-
ность паровой тяги к тяжелым условиям сложного и тяжелого профиля пути открытых работ, характеризующегося значитель-
ными подъемами и малыми радиусами закруглений. До сих пор еще не созданы паровозы, которые бы по своей конструкции и тя-
говой характеристике удовлетворяли условиям открытых работ с большими масштабами добычи и вскрыши горной массы. Имеющиеся танк-паровозы не удовлетворяют требованиям руд-
ников по своей мощности, а мощные тяжеловесные паровозы не-
возможно применять на открытых работах вследствие малых ра-
диусов закруглений. Электрическая тяга лишена, недостатков, свойственных паро-
вой тяге. Применение электровозов на современных крупных руд-
никах показывает, что электрическая тяга наиболее полно удов-
летворяет условиям открытых работ и может считаться для них в настоящее время оптимальной. Правда, электрифицированный транспорт в условиях открытых работ имеет свои недостатки по сравнению с паровой тягой, так как он вызывает увеличение строи-
тельной стоимости за счет устройства тяговых подстанций, линий передачи и проведения контактной сети, а также усложняет пита-
ние электровоза током на временных забойных и отвальных пу-
тях. Однако эти недостатки не могут идти ни в какое сравнение с теми преимуществами, которые имеет электрифицированный транспорт в отношении паровой тяги. К тому же недостаток, свя-
занный с обеспечением питания электровоза током на временных путях, может быть уменьшен при работе троллейно-кабельного электровоза или совершенно устранен, если будет применен для откатки троллейно-аккумуляторный или электродизельный элек-
тровоз, которые при движении по постоянным путям питаются от троллейного Провода, а при переходе на временные пути автома-
тически переключаются на питание от аккумуляторных батарей или от дизеля. Высокая производительность рудника, вызывающая громад-
ный объем перевозок руды и пустой породы, тяжелые условия путей в плане и профиле, достаточно суровая зима — все это предопределило применение на Коунрадском руднике электрифи-
цированного железнодорожного транспорта нормальной колеи. В качестве тягового двигателя на руднике принят электровоз отечественного завода «Динамо» серии «СО» типа В0"В0" со сцепным весом 94 т, оборудованный четырьмя двигателями ДПЭ-220 на протяжении 750 вольт. Электровоз характеризуется следующими данными: 1. Т я г о в а я х а р а к т е р и с т и к а При часовом При длитель-
режиме ном режиме Ток одного двигателя в амперах Число оборотов в мин. Мощность одного двигателя в квт Тяговое усилие электровоза в кг Скорость в км/час КПД в % Мощность электровоза в квт Максимальная скорость электровоза в км/час. . 375 295 382 412 250 200 18600 14000 19,6 21 89,5 90.9 1000 800 — 65 800 71 2. ТИП И ЕМКОСТЬ ОТКАТОЧНЫХ СОСУДОВ Тип и емкость откаточных сосудов обусловливаются многими факторами, из которых основными являются способ погрузки ва-
гонов, вид и назначение перевозимого материала, расстояние транспортировки и требования, вызываемые к разгрузке вагонов. 2. О с н о в н ы е р а з м е р ы Длина по осям автосцепок 13470 мм Длина кузова 12000 „ Высота от головки рельса до крыши кузова . 4180 „ Высота с опушенным пантографом .... 5050 „ Общая база 6300 „ Жесткая база . . 2500 „ Минимальный радиус вписывания 40 „ Диаметр колеса 1220 „ Ширина колеи 1524 „ Фиг. 22. Схема главнейших размеров шестиосного полувагона-гондолы емко-
стью 57 м3 и грузоподъемностью 100 т. Высота от головки рельс до верха борта 2762 мм. Полувагон вписан в габарит 1-В. На рудниках с открытыми работами при локомотивной откат-
ке вагоны предназначаются для перевозки полезного ископаемого от места добычи до пункта приемных площадок, расположенных обычно на обогатительных фабриках, и для транспорта пустой породы, получаемой от вскрышных работ, от пункта погрузки ее в вагоны до пункта разгрузки ее в отвалы или выработанное пространство. Сообразно с устройствами отвалов вагоны для транспорта пустой породы должны применяться с боковой разгрузкой. В этом 72 отношении на открытых работах хорошо зарекомендовали себя автоматически самоопрокидывающиеся вагоны — думпкары, обес-
печивающие надежность в работе и быстроту разгрузки породы на отвалах. Вопрос о выборе типа вагона для транспорта руды в боль-
шинстве случаев решают требования расположения сооружений обогатительных фабрик. Разгрузка вагонов на Балхашской обо-
гатительной фабрике предусмотрена через круговой опрокид. Вви-
ду этого вагоны для транспорта руды на Коунрадском руднике были приняты с глухим кузовом типа гондол, обеспечивающие надежность транспортировки материала на значительное рас-
стояние. Фиг. 23. Схема главнейших размеров саморазгружающегося полу-
вагона-думкара емкостью 52 м3, грузоподъемностью 60 т. Высота от головки рельс до верха борта 2580 мм. При опрокидывании полувагона принимает наклонное положение под углом 45° к горизонту. Емкость вагона, прежде всего, обусловливается мощностью» применяемых экскаваторов. Считается, что нормально вагон дол-
жен иметь вместимость не менее 4 — 5 объемов ковша экскавато-
ра. При меньшем соотношении вагон, будучи сравнительно лег-
ким и недостаточно устойчивым, может опрокидываться от толч-
ков и ударов падающих из ковша кусков породы значительного веса. Кроме того, вагоны небольшой емкости замедляют процесс погрузки, заставляя машиниста экскаватора строго следить за мо-
ментом открывания черпака во избежание рассыпания погружае-
мого материала; требуют более частого передвижения состава под ковш экскаватора; вызывают загрязнение пути и площадки около экскаватора, что требует дополнительных расходов на последую-
щую зачистку. За последнее время в практике открытых работ с примене-
нием большегрузных машин имеется тенденция к увеличению грузоподъемности вагонов, применяемых для перевозки руды и 73. породы. Эта тенденция находит свое объяснение не только в ука-
занных выше соображениях, но также и в тех экономических преимуществах, которые получаются от применения большегруз-
ных вагонов. Дело в том, что с увеличением емкости вагона уменьшаются значения удельного сопротивления движения вагона я коэфициента тары, т. е. отношения мертвого веса вагона к его Фиг. 24. Паровой кран Я-2 на переноске железно-
дорожного пути на уступе карьера. полезной нагрузке. В результате этого уменьшается расход энер-
гии на тонну перевозимого груза, а следовательно, и эксплоата-
ционные расходы по его транспортировке. Кроме того, с увеличе-
нием грузоподъемности вагона уменьшается стоимость 1 м3 его емкости, что в свою очередь снижает расходы на приобретение вагонного парка. Правда, последние обстоятельства не в такой степени относятся к вагону-думпкару, представляющему из себя не просто откаточный сосуд, но и механизм, осуществляющий автоматически разгрузку перевозимого груза. Следует еще ука-
зать на достоинство большегрузных вагонов, имеющее особое 74 значение для открытых работ. Это достоинство состоит в том, что с увеличением емкости вагонов сокращается длина состава поез-
да, в результате чего уменьшается длина тупиков, разъездов и станционных путей. Многочисленные преимущества большегрузных вагонов вызы-
вают увеличение их емкости. Однако имеются факторы, которые ограничивают рост грузоподъемности вагонов. Одним из таких факторов, прежде всего, является допускаемая нагрузка на ось вагона, балласт и в конечном счете на поверхность земляного по-
лотна. Слишком большой вес вагона может создать такое давле-
ние на поверхность земляного полотна, под влиянием которого может произойти обрушение кромки уступа или отвала, где рас-
положены передвижные железнодорожные пути. Влияние этого фактора может особенно сказаться при неустойчивых породах. Другим фактором, ограничивающим верхний предел емкости ваго-
на, являются условия вписывания вагона в кривые участки пути. На открытых работах малые радиусы закруглений вызывают уменьшение величины жесткой базы вагона, а следовательно, и его длины. Наконец, высота разгрузки экскаватора, зависящая от размеров рукояти и стрелы, обусловливает верхний предел высо-
ты вагона. Тщательный и всесторонний анализ всех перечисленных об-
стоятельств, а также условия откатки на Коунрадском руднике, дали основание принять для перевозки руды шестиосные глухие полувагоны-гондолы грузоподъемностью 100 т, весом тары 50 т с расчетной нагрузкой на ось 23,5 т, а для перевозки пустой поро-
ды — четырехосные саморазгружающиеся полувагоны-думпкары грузоподъемностью 60 т, весом тары 41 т, с расчетной нагрузкой на ось 20 т. Эти вагоны были специально спроектированы и изготовлены на заводе «Правда». Полувагон-гондола имеет следующую краткую характери-
стику: Длина по буферам 15170 мм по осям автосцепок 15220 „ кузова наружная 14212 „ . „ внутренняя 13960 . рамы 14000 „ Ширина кузова внутренняя . . . 2948 , Высота кузова внутренняя 1400 , Высота от головки рельса до верхней кромки ва-
гона . . . 2762 „ Полезный объем без шапки 57 м3 Гру зоподъемность . . . . 100 т Тара (тормозного полувагона) 50 " Полувагон вписан в габарит 1-В База полувагона ... 9000 мм Число осей 6 База тележки З000 мм При удельном весе горной массы в разрыхленном состоянии 2 6 1,6 = 1,6 3 т/м3 полезная емкость полувагона без шапки равна 75 57 X 1,63 = 92,7 т. При шапке около 7 % грузоподъемность вагона используется полностью. Полувагон-думпкар имеет следующую характеристику. Длина по осям автосцепок 14620 мм Число осей 4 Общая база 9600 мм База тележки ... ... 1800 „ Полный объем с шапкой высотой, равной 100 мм 35 м3 Грузоподъемность 60 т Тара 41 " Думпкар вписан в габарит 1-В Тормоз автоматический. 3. ПУТЕВОЕ ХОЗЯЙСТВО РУДНИКА По условиям эксплоатации железнодорожные пути на Коун-
радском руднике разделяются на постоянные, которые остаются на своем месте во все время эксплоатации рудника или более или менее продолжительное время, и на передвижные, которые не сохраняют своего положения, а за все время работы рудника по-
степенно передвигаются или перекладываются. К постоянным пу-
тям относятся пути спирали, выездных траншей, станционные пути хозяйственного назначения и др. Передвижными путями являются пути на рабочих площадках в пределах фронта работы экскавато-
ров и пути на отвалах. Согласно тяговым расчетам руководящий уклон путей в гру-
зовом направлении принят 25%о, а в порожнем направлении до 40%0. Наименьший радиус закруглений на постоянных ходовых путях составляет 100 м. На рабочих площадках и на подходах к отдельным горизонтам в трудных условиях трассировки линии до-
76 пускается укладка путей с радиусом закругления в 90 м. На хо-
довых путях при переходе из прямой в кривую требуется укладка переходной кривой. На рабочих площадках ввиду трудных усло-
вий подходов к отдельным экскаваторам и скоростей движе-
ния, не превышающих 15 км/час, допускается укладка за-
круглений без переходных кривых с прямой вставкой, равной 15 — 20 м. В соответствии с принятым типом электровоза, нагрузкой на ось и скоростью движения железнодорожные пути Коунрадско-
го рудника по устройству земляного полотна и верхнего строения приравниваются к первой категории путей. Балласт же путей из-за отсутствия поблизости месторождения гравийных и песчаных пород применяется щебеночный из отхо-
дов. Толщина балластного слоя под подошвой шпалы на ходовых постоянных путях составляет 20 см и на станционных путях 15 см. Ширина балластной призмы по верху в соответствии с принятой длиной шпал равна 2,9 м. На рабочих площадках пути укладываются непосредственно на скалистом основании. Ввиду неровности поверхности рабочей площадки рудника после взрывных и экскаваторных работ пути выравниваются подъемкой в пониженных местах имеющейся на месте мелочью и заготовляемой щебенкой толщиной в среднем 10 см по всей длине пути. На отвалах пути укладываются непосредственно на грунтах, из которых образуются отвалы, и при передвижках пути выравни-
ваются тем же грунтом. Верхнее строение пути применяется тяжелого типа из рельс I-A на 1600 шпалах второго типа толщиной 15,5 см и длиной 2,7 м. Для путей на отвалах и на рабочих площадках число шпал повышается до 1840 штук на один км. Стрелки на ходовых и карьерных путях приняты одного типа — марки крестовины в 1/7. При наличии значительных уклонов, тяжеловесных поездов, большой густоты движения, необходимости торможения неизбеж-
но явление угона рельс. В противодействие этому предусматри-
вается устройство противоугонных приспособлений. 4. МЕХАНИЗАЦИЯ ПУТЕВЫХ РАБОТ НА РУДНИКЕ Значительная протяженность откаточных путей Коунрадского рудника, наличие большого числа рабочих площадок с железнодо-
рожными путями, которые должны перемещаться по мере прод-
вижения забоя на уступах, трудные климатические условия — все это обусловило применение широкой механизации при путевых работах. Наиболее трудоемкой, достаточно сложной и требующей быстрого исполнения работой является перекладка путей и стре-
лок на рабочих площадках. Для производства этой работы на Коунрадском руднике служит паровой кран Я-2 отечественного завода, имеющий следующую техническую характеристику: 77 Таблица 32 Кран находится на рельсовом ходу, позволяющем быстро и удобно передавать его с одного уступа на другой. Для подбивки шпал применяются пневматические шпалопод-
бойки типа ША-19 Ленинградского завода «Пневматик» со сле-
дующей характеристикой: Питание шпалоподбоек производится от передвижного комп-
рессора ВВК-200 на рельсовом ходу, имеющего следующую ха-
рактеристику: 78 Из мелкого оборудования, заменяющего ручной инструмент применяются электрические рельсорезные и сверлильные перенос-
ные станки, работающие от осветительной сети. 5. СХЕМА ДВИЖЕНИЯ ПОЕЗДОВ, ЕМКОСТЬ СОСТАВА, ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТЬ ЭЛЕКТРОВОЗА Согласно принятой схеме вскрытия месторождения составы, груженые пустой породой, убогой или бедной рудой, выдаются на отвалы через выездные траншеи, обслуживающие соответствую-
щие рабочие горизонты. В грузовом направлении электровоз на-
ходится в голове состава. При этой схеме для соблюдения безо-
пасности движения на каждом поезде предусматривается, кроме машиниста, один кондуктор, находящийся на заднем вагоне и следящий за сигналами. Расстояние откатки пустой породы в от-
валы составляет 3,5 — 4 км. Породный состав согласно тягового расчета принят из шести 60-тонных думпкаров с общим полезным весом 360 т. Составы, груженые рудой, с рабочих площадок выдаются из карьера на пост «Развязка» через основной восточной выход, представляющий собой выездную траншею с несколькими отка-
точными бермами, на которых расположены железнодорожные пу-
ти, идущие с горизонтов 650, 640, 630 и 620 м. Наряду с рудными составами через эту траншею выдаются из карьера с соответ-
ствующих горизонтов на пост «Развязка» составы, груженые пу-
стой породой, бедными и убогими рудами. По указанной траншее возможно достигнуть непосредственно горизонта 605 м. Въезд на нижележащие горизонты осущест-
вляется по спирали, располагаемой по борту карьера. Через пост «Развязка», расположенный в непосредственной близости от выхода на поверхность выездной траншеи, проходит до 70% от общего числа поездов. Роль этого поста заключается, с одной стороны, в пропуске груженых поездов с различных усту-
пов карьера с распределением их по различным направлениям, с другой стороны, в пропуске порожних поездов с распределением их по различным уступам карьера без производства каких-либо маневров на посту, без скрещивания поездов одного и того же маршрута, без переформирования поездов и без плановых оста-
новок. Поступающие из карьера на пост «Развязка» породные соста-
вы направляются далее на восточную и северо-восточную группы отвалов. Прибывающие рудные составы направляются по грузово-
му пути на станцию Коунрад, находящуюся в 1,9 км от поста «Развязка». Рудные составы, курсирующие от экскаваторов до станции Коунрад через пост «Развязка» и обратно, состоят из че-
тырех 100-тонных полувагонов-гондол с общим полезным весом в 400 т. На станции Коунрад доставляемые электровозами соста-
вы с рудой переформируются в поезда большого веса, которые отправляются паровозной тягой на Балхашскую обогатительную фабрику, находящуюся в 20 км от Коунрадского рудника. Стан-
ция Коунрад является, таким образом, звеном, связывающим внут-
79 рирудничный транспорт и транспорт по соединительной ветке, являющейся для рудника подъездным путем. Производительность электровозов Коунрадского рудника ха-
рактеризуется следующими данными. Таблица 33 Производительность электороводов в ткм за 1939 — 1947 гг. Эксплоатационные показатели электровозов представляются в следующем виде: Таблица 34 Производительность и эксплоатационные показатели электро-
возов на Коунрадском руднике могут быть значительно улучшены за счет сокращения или полного устранения организационных простоев, которые на руднике составляют значительную величину в общем балансе рабочего времени электровоза, что видно из сле-
дующих данных, характеризующих использование электрово-
зов (в %): Таблица 35 80 VII. ОТВАЛЬНОЕ ХОЗЯЙСТВО Полученные в результате вскрышных работ или попутной до-
бычи пустые породы подлежат удалению тем или другим спосо-
бом в отвалы, которые в зависимости от системы ведения откры-
тых работ, конфигурации залежи полезного ископаемого и релье-
фа местности располагаются либо на поверхности в специально отведенном вблизи карьера месте, либо в выработанном простран-
стве. Уборка породы в выработанное пространство значительно уменьшает расходы по вскрытию месторождения и добыче полез-
ного ископаемого, так как дает возможность при современных транспортных устройствах (транспортеры, отвальные мосты, мощ-
ные экскаваторы-драгляйны) производить перемещение (перело-
пачивание) огромных объемов горной массы на небольшое рас-
стояние без применения большого числа локомотивов, вагонов, а также без устройства на значительном протяжении железнодо-
рожных путей. Однако этот метод расположения и образования отвалов возможен только при определенных геологических усло-
виях, когда полезное ископаемое представляет из себя пласто-
образную залежь, расположенную горизонтально или близко к этому, что имеет обычно место в месторождениях бурого угля, где указанный метод получил преимущественное распространение. При разработке мощного крутопадающего пласта или штоко-
образной залежи, уходящей на значительную глубину подобно рудному телу Коунрадского месторождения, производить уборку пустой породы в выработанное пространство не представляется возможным. В этом случае пустая порода, полученная при вскры-
тии или попутной добыче, должна перемещаться в отвал, располо-
женный на дневной поверхности земли по возможности в непо-
средственной близости от карьера. Получающееся при этом зна-
чительное расстояние транспортировки породы обусловливает при-
менение в качестве транспортных средств локомотивную откатку. В условиях Коунрадского рудника отвальное хозяйство имеет огромные размеры благодаря тому, что в отвалы наряду с пусты-
ми породами поступают бедные и убогие руды, которые в связи с предполагаемым впоследствии использованием их для выщела-
чивания требуют раздельного складирования. Последнее требо-
вание вызвало необходимость образования на руднике раздельных отвалов для пустых пород, бедных и убогих руд. Благодаря выдаче породы из карьера по нескольким тран-
шеям и наличию достаточных размеров площадей представилась 6—50 81 возможность произвести децентрализацию отвального хозяйства рудника, расположив отвалы по группам вблизи выходов соответ-
ствующих выездных траншей (фиг. 25), что позволило обеспечить необходимую емкость отвалов при раздельном складировании пустой породы, бедных и убогих руд, а главное — ослабить напря-
женность железнодорожного транспорта при колоссальном объеме перевозимой горной массы. I. ОСНОВНЫЕ ЭЛЕМЕНТЫ ОТВАЛОВ Одним из важных элементов, обусловливающих не только размеры отвала, но также и расходы, связанные с отвалообразо-
ванием, является его высота. Чем больше высота отвала, тем меньше может быть его длина, а следовательно, и протяженность железнодорожного пути на отвальном участке. Кроме того, с увели-
чением высоты отвала увеличивается объем каждой отсыпки, в ре-
зультате чего уменьшается частота передвижки отвального пути и тупикового упора, а следовательно, и расходы, связанные с от-
вальным хозяйством. Указанные обстоятельства неизбежно вызывают стремление увеличивать высоту отвала, которая, однако, ограничивается, в свою очередь, рядом факторов, из которых основными являются: характер отваливаемых пород, метеорологические условия местно-
сти, вид транспорта и степень механизации отвальных работ. По-
роды, будучи отсыпанные в отвалы, образуют относительно кру-
той откос, достаточно прочно удерживающийся в своем обычном состоянии. Под влиянием же либо атмосферных осадков, либо оказываемого давления на верхнюю поверхность отвала весом располагаемых путей и подвижного состава могут произойти, в зависимости от характера породы, оползни или обрушения верхней бровки отвала, после чего откос окажется более пологим с углом, приближающимся к углу естественного откоса (фиг. 26). Поэтому во избежание аварий при транспортировке и раз-
грузке вагонов железнодорожные пути на отвалах располагаются на некотором расстоянии от бровки откоса, причем это расстоя-
ние с увеличением высоты отвала неизбежно увеличивается, так как увеличивается зона возможного обрушения верхней части отвала. При небольшой высоте отвала, когда пути располагаются на незначительном расстоянии от бровки откоса, свалку породы мож-
но производить путем непосредственной разгрузки вагона под откос. Такой способ свалки породы согласно практике рудников может успешно применяться при ручных отвалах и относительно легком подвижном составе. При этом обычно высота отвала для щебенисто-скальных пород не превышает 6 — 8 м и для суглинис-
тых грунтов — 5 м. По мере увеличения высоты отвала непосредственная раз-
грузка породы из вагонов под откос может оказаться невозмож-
ной ввиду того, что пути от бровки откоса окажутся расположен-
ными на значительном расстоянии. 82 В этом случае требуется после разгрузки вагонов по всей дли-
не отвала производить планировочные работы, которые в силу их большой трудоемкости должны быть при значительных размерах отвального хозяйства механизированы. В качестве оборудования для этого в настоящее время применяется отвальный плуг. Высота отвала может быть увеличена по мере увеличения вылета лемеха отвального плуга. Отечественные заводы в настоящее время выпускают отвальные плуги с вылетом лемеха, Фиг. 26. Схема отвалообразования на отвалах различной высоты. равным 7 м. В соответствии с этим высота отвала может быть до-
ведена до 15 — 20 м, при этом расстояние от бровки отвала до оси железнодорожной колеи составит 4 — 5 м. В условиях Коунрадского рудника с его колоссальными мас-
штабами вскрышных работ, требующих осуществления полной механизации отвального хозяйства, максимальная высота отвала при соответствующем оборудовании для ведения планировочных работ принята равной 20 — 25 м. Длина отвала по верху при транспортировке горной массы подвижными двигателями, совершенно очевидно, зависит от длины подвижного двигателя, габаритной длины вагона, числа вагонов в составе, длины пути на стрелочный перевод, длины пути на ту-
пиковый упор и длины линии отсыпки. В зависимости от перечисленных величин длина отвала или протяженность его пути в метрах может быть определена из сле-
дующего выражения: Lo = a + b + k ( s + nl), (VI ) 83 где а —длина пути на стрелочный перевод, b — длина пути на тупиковый упор, £ — габаритная длина подвижного двигателя, 1 — то же вагона, n — число вагонов в составе, к — численный коэфициент, учитывающий длину линии отсыпки. В таблице 36 приведена характеристика отвалов Коунрадско-
го рудника по состоянию на 1 октября 1948 года. Таблица 36 Характеристика отвалов 2. СИСТЕМА РАЗВИТИЯ ОТВАЛОВ Развитие отвала может быть веерообразное и параллельное. При веерообразном развитии отвала железнодорожные пути пе-
редвигаются радиально, вращаясь вокруг кривой стрелочного пе-
ревода. При параллельном развитии отвала пути передвигаются па-
раллельно самим себе по мере заполнения отвала (фиг. 27). Как в первом, так и во втором случае каждая очередная пе-
редвижка пути требует перемещения тупикового упора, неизбежно влекущего за собой сокращение фронта отсыпки, что видно из фиг. 28. Для сохранения фронта отсыпки могут применяться различ-
ные способы, из которых самым распространенным является спо-
соб удлинения пути над торцевым откосом отвала путем выкладки по откосу подпорной стенки из крупных камней или устройства простейшей эстакады из шпальных клеток. Этот способ, несмотря на его простоту, является весьма трудоемким, требующим затраты большого количества рабочей силы. В условиях Коунрадского рудника, имеющего значительную высоту отвала, от него вынуж-
дены отказаться и перейти на способ концевых кривых. При этом способе отвал заканчивается концевой кривой с углом 60°. Благодаря этой кривой достигается боковая разгрузка 84 думпкаров в сторону торцевой части отвала, что позволяет сохра-
нять при передвижках пути постоянную линию отсыпки. Из других способов поддержания постоянной длины отвала является способ отсыпки торцевой части отвала при помощи от-
вального плуга. Этот способ состоит в следующем: после оконча-
ния боковой разгрузки порода из вагонов разгружается на верх отвала и затем плугом с перпендикулярно поставленным к оси пути лемехом сбрасывается под откос торцевой части отвала в несколько приемов до тех пор, пока откосы отвала не примут нужного очертания. Такой способ вполне пригоден при гравийно-
песчаных грунтах и даже суглинистых. Для скальных пород типа коунрадских он не может быть принят, так как требует много вре-
85 мени и сопряжен с использованием подсобного ручного труда при попадании на лемех плуга крупных кусков породы. В заграничной практике рудников для сохранения постоян-
ного фронта отсыпки применяются иногда думпкары с задней разгрузкой, обеспечивающие необходимую отсыпку торцевой час-
ти отвала. 3. МЕХАНИЗАЦИЯ ОТВАЛЬНОГО ХОЗЯЙСТВА Колоссальный объем пустой породы, получаемой при откры-
тых работах на современных крупных рудниках, подобных Коунрад-
скому, вызывает не только применение совершенных транспортных средств для ее перевозки и свалки, но и обусловливает необходи-
мость механизации работ, связанных с обслуживанием образуемых огромных отвалов, особенно таких трудоемких и тяжелых работ, как дополнительное удаление от рельсовых путей выгруженной из вагонов породы (планирование отвала) и передвижка и подъем-
ка отвальных путей. Для отгребки от рельсовых путей наваленной после разгруз-
ки из вагонов породы современная машиностроительная промыш-
ленность создала для открытых разработок большого масштаба ряд специальных машин и устройств в виде отвального плуга (спредера), отвального экскаватора (абзетцера) и скреперной установки. Отвальные экскаваторы и скреперные установки в сравнении с плугом хотя и производят отгребку породы от рельсовых путей на большее расстояние, однако представляют из себя весьма тя-
желые, громоздкие и довольно сложные в конструктивном отно-
шении машины, требующие устройства специальных рельсовых пу-
тей для их передвижки. Кроме того, они пригодны для работы при рыхлых, песчаных и глинистых грунтах, что имеет место при раз-
работке буроугольных месторождений, где указанные машины и получили преимущественное распространение. При разработке рудных месторождений, когда от вскрыши или попутной добычи получаются скальные породы значительной кусковатости и когда имеется несколько отвалов (условия Коун-
радского рудника), в качестве оборудования для планировочных работ применяются отвальные плуги (спредеры), которые дейст-
вуют подобно снегоочистителю, сбрасывая под откос с помощью массивного лемеха часть породы с края отвала. Отвальные плуги бывают с собственным двигателем или без него. В этом случае они на время работы прицепляются к паровозу или электровозу. На Коунрадском руднике все отвальное хозяйство обслужи-
вается спредерами, из которых один находится в работе, а другой в резерве. В качестве спредера используется путевой струг ти-
хорецкого завода «Красный молот» типа ПС-2а, весом 45 т с выле-
том крыла в рабочем положении 6,7 м (фиг. 29). Этот струг ввиду относительно малого веса и недостаточного вылета крыла не удовлетворяет требованиям Коунрадского рудни-
ка, имеющего огромные размеры отвального хозяйства при значи-
тельной кусковатости пород. Для условий Коунрадского рудни-
86 ка необходимо применять более тяжелый спредер, весом 70 т и выше. Такой спредер сможет значительно увеличить глубину и количество вспашек, повысить пропускную способность отва-
ла, что неизбежно скажется на снижении себестоимости от-
вальных работ. Из машин, применяемых для передвижки и подъемки пути на отвалах, наиболее портативной, простой в конструктивном отноше-
нии и в то же время надежной в работе является путепередвига-
тель завода «Металлист», принципиальная схема действия которо-
го показана на фиг. 30, а общий вид — на фиг. 31. Как видно из рисунка, путепередвигатель состоит из массивной платформы на колесном ходу, на которой установлен двигатель Фиг. 29. Путевой струг тихорецкого завода «Красный молот» (прицеплен к электровозу) на планировке отвала. внутреннего сгорания, приводящий в действие все механизмы. Снизу платформы находятся клещи, служащие для захвата голов-
ки рельсов. На платформе также установлено зубчатое колесо, сцепленное с зубчатой рейкой, на нижнем конце которой находит-
ся башмак. Работа путепередвигателя начинается с захвата кле-
щами головки рельсов (I). Затем вращением зубчатого колеса машина с захваченным рельсовым путем поднимается вверх (II), после чего перемещается в бок (III), вращаясь около башмака как центра вращения. За один прием путь передвигается на 0,3 — 1,0 м. После этого машина, передвинувшись на 10 — 20 м вдоль пути, вновь повторяет операцию по подъему и боковой передвижке шути. На Коунрадском руднике применяются путепередвигатели 87 описанного типа. Они изготовлены свердловским заводом «Метал-
лист» и имеют следующую характеристику: Колея Нормальная Максимальный допустимый груз с тележкой . . 12 т Тип двигателя ГАЗ-АА Мощность максимальная 40 л. с. Число оборотов в минуту 2200/1200 Расход бензина на 1 л. с. в час 4,0 л Основная скорость подъема 2,58 м/мин. Высота подъема максимальная 1000 мм Величина бокового смещения в один прием . . 900 , Скорость передвижения машины 40 км/час Габарит: длина 3700 мм ширина 2100 " высота 2800 „ база .... 1700 . Вес 4000 кг Все отвальное хозяйство рудника по передвижке пути обслу-
живается тремя путепередвигателями, из которых два находятся в работе и один — в резерве. 4. ОРГАНИЗАЦИЯ ОТВАЛЬНЫХ РАБОТ При транспортировке и свалке породы в отвалы непосредст-
венно откаточными сосудами отвальные эксплоатационные работы состоят из следующих этапов, следуемых один за другим: 1) заполнение отвала породой, разгружаемой из вагонов под откос; 2) вспашка и планировка отвала плугом; 3) передвижка железнодорожного пути и контактной сети. Заполнение отвала породой производится с подъезда, что поз-
воляет прибывающие с различных горизонтов составы принимать спереди идущим электровозом. Поступивший на отвал состав бла-
годаря одновременному опрокидыванию всех вагонов в течение 2 — 3 минут полностью разгружается. Выгруженная из вагонов порода принимает откос с углом око-
ло 40°. После заполнения отвала породой производится вспашка спре-
дером, прикрепленным к электровозу. Во время вспашки не толь-
ко сбрасывается под откос порода, расположенная выше уровня головки рельс, но и скашивается под углом 20° отвальная берма. После первой вспашки производится разгрузка на одно место только по одному думпкару. Вслед за этим отвал вновь вспахива-
ется в два прохода. Имеющийся на руднике спредер производит в один проход для передвижки пути пять распашек и одну горизон-
тальную планировку трассы. Вслед за окончанием планировки отвала производится пере-
движка пути путепередвигателем на 2,5 м. За смену передвигает-
ся 500 м пути, на отделку которого требуется 40 человеко-смен. По отчетным данным рудника за 1944 год, стоимость 1 м3 сва-
ленной горной массы на отвале № 6 составила с накладными рас-
ходами 29 коп. 89 ЛИТЕРАТУРА 1. А к у т и н Г. К. Степень дробления и высота уступа. Горный журнал № 7, 1947 г. 1. Б а р б о т-д е-М а р н и Е. Н. Открытые работы на медных рудниках. Цвет-
метиздат, 1932 г. 3. Б а с о в Д. Л. 1. Применение эклиметра Брандиса для обслуживания буро-
взрывных работ. Горный журнал № 2, 1946 г. 2. Отвальные работы на Коун-
радском руднике. Горный журнал № 6, 1945 г. 4. Б о г о л ю б о в Б. П. 1. Открытые работы. Горный журнал № 1 —2,1944 г. 2. Оборудование для карьерных работ на рудниках в СССР. Горный жур-
нал № 7 — 8, 1945 г. 5. Б у н и н А. И. 1. Открытые горные работы на карьерах США. Горный журнал № 7, 1947 г, 2. Буровзрывные работы на Коунрадском руднике. Журнал «Механизация трудоемких и тяжелых работ» № 7, 1947 г. 6. В в е д е н с к и й К. П. К вопросу ведения взрывных работ на Магнитогор-
ском руднике. Стахановский опыт Магнитогорского рудника. ГОНТИ, 1934 г. 7. В е р н и к А. Б. и С а т о в с к и й Б. И. Электрический экскаватор Э-3 Уралмашзавода. Журнал «Механизация трудоемких и тяжелых работ» № 2, 1947 г. 8. В а с и л ь е в М. В. Моторизация на карьерах США и пути ее развития на отечественных карьерах. Горный журнал № 7, 1947 г. 9. Г у л и н В. С. и X а р и т о н е н к о в Н. С. Современное состояние цветной металлопромышленности САСШ. Гостехиздат, 1930 г. 10. Г о н ч а р е н к о В. А. Современные методы разработки и обогащения же-
лезных руд горы Магнитной. Гос. научно-технич. горное издательство, 1933 г. 11. Д е м и д ю к Г. П. Взрывные работы. ОНТИ, 1937 г. 12. Д о м б р о в с к ий Н. Г. Испытания экскаваторов СЭ-3 Уралмашзавода. Журнал «Механизация трудоемких и тяжелых работ» № 2, 1948 г. 13. Д е г т я р е в А. П. За культурное использование экскаваторов. Журнал «Механизация трудоемких и тяжелых работ» № 8, 1947 г. 14. З у р к о в П. Э. Стахановские методы в горно-рудной промышленности. ОНТИ, i937 г. 15. К у к у н о в П. М 1. Открытые горные работы. Часть 1. Гизмеспром, 1939 г. 2. Бурение шпуров на открытых работах. Промстройиздат, 1947 г. 16. К о с а ч е в М. П. К итогам всесоюзного буровзрывного совещания. Горный журнал № 2, 1940 г. 17. К о в а ж е н к о в А. В. Расчет зарядов при массовых взрывах. Горный жур-
нал № 9, 1945 г. 18. К у н а е в Д. А. Буровзрывные работы на Коунрадском руднике. Изд. Академии наук КазССР, 1948 г. 19. К а р ч е в с к и й В. К. О шкале взрываемости горных пород. Горный жур-
нал № 9, 1945 г. 20. К р а с е л ь щ и к В. П. Безопасные расстояния при взрыве. Горный журнал, № 1, 1946 г. 21. Л у б я н ы х И. П. Геологическая служба на Коунрадском руднике. Горный журнал № б, 1947 г. 22. М е л ь н и к о в Н. В. 1.К вопросу определения высоты уступа при открытых разработках. Взрывное дело, вып. 36, ГОНТИ. 1939 г. 2. Ударно-канатное бурение при открытых работах. УралГИЗ, 1933 г. 91 23. Материалы совещания гл. инженеров рудников и шахт Минцветмет. Метал-
лургиздат, 1944 г. 24. Н а з а р о в П. П. Основы теории ударно-канатного бурения скважин для взрывных работ. Горный журнал № 7, 1947 г. 25. П а з у х и н В. А. и группа авторов. Гидрометаллургия меди на Балхаше. Металлургиздат, 1934 г. 26. П о к р о в с к и й Г. И. Направленное действие взрыва. Военное издатель-
ство НКО, 1942 г. 27. С у х а н о в А. Ф. К вопросу о единой классификации горных пород. Угле-
техиздат, 1947 г. 28. С е м к и н Н. П. и другие. Открытые работы на металлических рудниках. УГИ, 1934 г. 29. С п и в а к о в с к и й А. О., Е в н е е в и ч А. В. Основные вопросы развития горного машиностроения. Журнал «Механизация трудоемких и тяжелых ра-
бот» № 1, 1948 г. 30. Т р о ф и м е н к о Г. Е. О производительности одноковшовых экскаваторов на гусеничном ходу. Карьерное дело, сб. № 1. ОНТИ, 1939 г. 31. Ф о м е н к о В. Г. 1. В помощь ключнику. Техн. отдел рудника Коунрад, Балхаш, 1941 г. 2. Взаимосвязь экскаваторных путевых и буровзрывных работ. Горный журнал № 7, 1947 г. 32. Ф и д е л е е в А. С. О линии наименьшего сопротивления при ударно-канат-
ном бурении. Взрывное дело, вып. 36. ГОНТИ, 1934 г. 33. Ш е ш к о Е. Ф. Экскаваторные горные работы. Гос. научно-технич. горно-
геолог. издательство, 1932 г. 34. Ш а х л е в и ч Г. Д. Техника безопасности в горно-рудной промышленности. ГОНТИ —НКТП, 1939 г. ОГЛАВЛЕНИЕ Предисловие ........... 3 1. Краткий геологический очерк Коунрадского месторождения 1. История открытия, местоположения и орогидрография .... 5 2. Форма рудного тела 7 3. Вертикальная зональность месторождения и вещественный состав руд. 7 4. Гидрогеологические условия месторождения 9 II. Система разработки Коунрадского месторождения 1. Схема вскрытия месторождения 11 2. Система разработки ........... 1 3 3. Проходка траншей . . . 18 III. Буровые работы 1. Буровое оборудование 22 2. Буровой станок завода «Металлист» 22 3. Затраты на бурение, производительность буровых станков и их ис-
пользование 29 IV. Массовые взрывные работы 1. Классификация пород Коунрадского рудника 35 2. Факторы, влияющие на качество взрыва. . . . . . . 37 3. Взрызные работы при однорядном расположении скважин. ... 3 7 4. Двухрядное расположение скважин при производстве взрывных работ 40 5. Сравнение способов взрывных работ с однорядным и двухрядным расположением скважин 42 6. Организация буровзрывных работ 46 7. Применение кумулятивных зарядов 53 V. Экскаваторные работы 1. Тип и размер экскаватора 56 2. Организация экскаваторных работ 61 3. Производительность экскаваторов и их использование на руднике во времени 62 VI. Внутрирудничный железнодорожный транспорт 1. Вид транспорта, тип и мощность электровоза 69 2. Тип и емкость откаточных сосудов ..... 7 2 3. Путевое хозяйство рудника . . . ....... 7 6 4 Механизация путевых работ на руднике 77 5. Схема движения поездов, емкость состава, производительность электровоза . . . . 79 VII. Отвальное хозяйство 1. Основные элементы отвалов ... ...... 8 2 2. Система развития отвалов . . 84 3. Механизация отвального хозяйства 86 4. Организация отвальных работ 89 Литература 91 Редактор Г. Е. Ильковская Тех. редактор А. К. Калинина Корректоры: П. А. Алферова и Р. И. Суворова Подписано к печати 25/VII 1949 г. Объем 5,9 п. л.+ 16 вклеек. Уч.-изд. л, 8,4. УГ 05040 Тираж 1000 экз. Тип. АН КазССР, т. Алма-Ата, Виногра-
дова, 26. Зак, 50. 
Документ
Категория
Геология и география
Просмотров
3 742
Размер файла
6 000 Кб
Теги
Кунаев, Коунрадское месторождение, Балхаш
1/--страниц
Пожаловаться на содержимое документа