Разработка кварцито-песчанников Рыборецкого месторождения с целью производства щебня

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

а = m Ч W = 1,0 Ч 3,7 = 3,7 м,(6.6)

где: m = 0,8 ч 1,2 - коэффициент сближения скважин. Принимаем m = 1,0.

b = (0,85 ч 1,0) Ч W = (0,85 ч 1,0) Ч 3,7 = 3,14 ч 3,7 м,(6.7)

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

Определим параметры заряда и скважин. Вес заряда в скважине:

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

Длина заряда в скважине:

?_зар = Q_зар : p = 102,67 : 12,97 = 8 м.(6.9)



Длина скважины:

?_скв = ?_зар + ?_заб = H + ?_переб,(6.10)

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

?_переб = 0,5 Ч q Ч W = 0,5 Ч 0,75 Ч 3,7= 1,38 м;(6.11)

по данным стр.99 [11] :

?_переб = (10 ч 15) Ч d = (10 ч 15) Ч 0,115 = 1,15 ч 1,72 м.(6.12)

Принимаем ?_переб = 1,5 м.

Подставив полученные значения в формулу 6.10, имеем:

?_скв = 10 + 1,5 = 11,5 м.

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

?_заб = ?_скв - ?_зар = 11,5 - 8 = 3,5 м.(6.13)

Определим выход горной массы с одного метра скважины:

V_г.м.^скв = ( a Ч b Ч H ) : ?_скв = 3,7 Ч 3,7 Ч 10,0 : 11,5 = 11,9 м³/м.(6.14)

Определим ширину развала взорванной горной массы:

В_р = В_о + W + b Ч (n - 1) = 26,16 + 3,7 Ч (4 - 1) = 37,2 ? 37,0 м,(6.15)

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

В_о - ширина развала от нижней бровки уступа (в положении «до взрыва»), находим по эмпирической формуле:

В_о = 3,5 Ч H Ч ⁴vF Ч ³v(q : H) Ч (0,65 + 0,35 Ч cos ц) = (6.16)

= 3,5 Ч 10Ч ⁴v10 Ч ³v(0,75 : 10) Ч (0,65 + 0,35 Ч cos 0є) = 26,16 м,

где: F - группа грунтов по СНиП;

ц - угол между линией одновременно взрываемых зарядов и откосом

уступа, в нашем случае ц = 0є.

Высота развала взорванной горной массы:

H_р = H Ч ⁴v(n : q Ч H) = 10 Ч ⁴v(4: 0,75 Ч 10) = 26,9 м.(6.17)

Проведём расчёт радиусов взрывоопасных зон.

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

R_разл = 1250 Ч з_з Ч v(f Ч d : (1 + з_заб) Ч а) = (6.18)

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

где: з_з - коэффициент заполнения скважины ВВ,

з_з = ?_зар : ?_скв = 8 : 11,5= 0,695;(6.19)

з_заб - коэффициент заполнения скважины забойкой,

з_заб = ?_заб : ?_н = 3,5 : 3,5 = 1,0, (6.20)

здесь: ?_н - величина заполнения свободного пространства скважины забойкой, ?_н = 3,5 м - полное заполнение пространства забойкой.

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

Определим сейсмически безопасное расстояние для зданий и сооружений.

Расстояние при одновременном взрыве всего заряда блока:

r_с.о = k_r Ч k_c Ч б Ч ³vQ_зар.об = 6 Ч 1 Ч 1 Ч ³v15000 = 148 м,(6.21)

где: k_r - коэффициент, зависящий от свойств грунта на котором стоят здания.

Для промплощадки карьера k_r = 6;

k_c - коэффициент, зависящий от типа зданий. Для промплощадки карьера k_c = 1;

б - коэффициент, зависящий от условий взрыва. Для взрыва по рыхлению б = 1;

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

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

Q_{зар. одн.} = Q_зар.об : 3 =15000 : 3 = 5000 кг. (6.22)

Тогда:

r_с.одн = k_r Ч k_c Ч б Ч ³vQ_{зар.одн} = 6 Ч 1 Ч 1 Ч ³v5000 = 102 м,(6.23)

Примем r_с = 100 м.

Определим безопасное расстояние по действию УВВ на застекление зданий.

Q_э = 12 Ч p Ч d Ч k_з Ч N_одн = 12 Ч 12,97 Ч 0,115 Ч 0,001 Ч 40 = 0,71

кг,(6.24)

где: k_з - коэффициент, значение которого зависит от отношения длины забойки ?_заб к диаметру скважины d :

?_заб: d = 3,5 : 0,115 =30,4> k_з = 0,001, стр.110 [7]

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

r_в = 63 Ч ³v Q_э ² = 63 Ч ³v 0,71² = 50 м. (6.25)

Безопасное расстояние по действию УВВ на человека:

r_{в чел} = 15 Ч ³v Q_{зар.одн} = 15 Ч ³v 5000 = 256,5 м. (6.26)

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

Параметры взрывных работ сведены в таблицу 2.7.

Схема КЗВ блока

Рис. 2

Основные меры безопасности при проведении взрывных работ:

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

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

Таблица 2.7

Основные параметры	Ед.изм.	Значения
1. Линия наименьшего сопротивления по подошве	м	3,70
2. Расстояние от первого ряда скважин до верней бровки уступа	м	3,70
3. Расстояние между рядами скважин	м	3,70
4. Расстояние между скважинами в ряду	м	3,70
5. Угол наклона скважин к поверхности уступа	град	80
6. Диаметр скважин	м	0,115
7. Высота уступа	м	10,0
8. Длина скважины	м	11,5
9. Величина перебура	м	1,50
10. Длина заряда в скважине	м	8
11. Величина забойки	м	3,5
12. Удельный расход ВВ	кг/м3	0,75
13. Вес заряда в скважине	кг	102,67
14. Количество скважин в блоке	шт	120
15. Количество рядов на блоке	шт	4
16. Количество скважин в ряду	шт	30
17. Длина обуриваемого блока	м	111,0
18. Общий вес заряда ВВ	кг	12320
19. Площадь отбойки блоком от массива	м2	1642,0
20. Объём блока	м3	16428
21. Выход горной массы с одной скважины	м3	119
22. Выход горной массы с одного метра скважины	м3/м	11,9
23. Ширина развала взорванной горной массы	м	37
24. Высота развала взорванной горной массы	м	26
25. Длина развала взорванной горной массы	м	130,0
26. Радиус опасной зоны для людей	м	400,0
27. Радиус опасной зоны для оборудования и зданий	м	150,0
28. Годовой объём взорванной горной массы	тыс.м3	360,0
29. Количество массовых взрывов в год	ед	22
30. Количество массовых взрывов в месяц	ед	2

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

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

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

2.6.1.4 Экскавация горной массы

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

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

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

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

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

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

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

Производительность экскаватора с учётом нормативных поправочных коэффициентов, в том числе на производство работ в тупиковом забое, определяется по формуле

Н¹ в =(Т_см- Т_л.з-Т_л.н ) Q_к n_к*(Т_п.с+Т_у.п ), м³

с учётом поправочных коэффициентов проектная сменная производительность экскаватора составляет 1300 м³/см.

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

N_см.э = Q_год : Q_см.э = 360000 : 1300 = 277,0 смен.(6.27)

При работе в забое соблюдаются следующие основные правила безопасности:

- работы ведутся в строгом соответствии с паспортом отработки уступа;

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

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

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

- запрещается находиться в зоне радиуса действия экскаватора;

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

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

Схема ведения добычных работ приведена в паспорте ведения добычных работ.

2.6.2 Вскрышные работы

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

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

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

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

Q_{см вск} = Q_вск : N_вск = 48500 : 120 = 404,2 м³/см.(6.28)

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

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

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

N_{см. п} = Q_вск : Q_{см. п} = 48500 : 500 = 97 смен.(6.29)

Полученное значение соответствует выбранному нами режиму ведения вскрышных работ.

2.6.3 Отвалообразование

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

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

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

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

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

N_{см бул} = Q_вск : Q_{см бул} = 48500 : 600 = 81,0 смен. (6.30)

При производстве отвальных работ соблюдаются следующие основные меры безопасности:

- работы ведутся в соответствии с паспортом отвалообразования;

- угол наклона внутрь отвала выдерживается ?3є;

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

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

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

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

Схема ведения отвальных работ приведена на чертеже.

2.6.4 Карьерный транспорт

В карьере осуществляются следующие виды перевозок:

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

- транспортировка вскрышных пород в отвал;

- транспортировка готовой продукции на причал;

- подсобные производственно-вспомогательные перевозки.

Все вышеуказанные виды перевозок выполняются автомобильным транспортом, принадлежащим предприятию.

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

Исходные данные для расчёта карьерного транспорта приведены в таблице 2.8.

Таблица 2.8

Наименование	Ед. изм.	Количество
		Добыча	Вскрыша	Готовая продукция
				Щебень	Дроб. песок	Отсев грохоч.
1. Режим работы: - количество смен в году - продолжительность смены	ед ч	600 12	120 12	600 12
2. Годовой объём перевозок	тыс.т	954,4	97	455,621	437,753	57,024
	тыс.м3	360,0	48,5	330,160	312,681	40,730
3. Тип погрузочного мех-ма		Эк-р ЭКГ-5А	Эк-р Volvo-360	Порг-к Cat-988	Погрузчик Volvo- L220
4. Число погрузочных м-мов	Шт	1	1	1	1
5. Емкость ковша порг. м-ма	м3	5,2	1,9	5,3	4,0
6. Масса груза в ковше м-ма	Т	7,9	3,8	7,42	5,6
7. Время цикла прогр. м-ма	Мин	0,5	0,5	0,5	0,5

Расчёт необходимого количества автосамосвалов с учётом коэффициента неравномерности использования оборудования во времени и технической готовности автопарка производим по формуле N_p=Q_cм*T*f /Т_см*q*в данные расчёта сведёны в таблицу 2.9.

Таблица 2.9

Наименование	Ед. изм.	Количество
		Добыча	Вскрыша	Готовая продукция
				Щебень	Дроб. песок	Отсев грохоч.
1. Объём перевозок	Т	950400	97000	455621	437753	57024
2. Тип автосамосвала		БелАЗ-7523	БелАЗ-7522	БелАЗ-7522	БелАЗ-7522
3. Масса груза в кузове	Т	35,5	24	24	24	24
4. Сред. дальность перевозки: - по постоянным дорогам - по временным дорогам	км км	-0,5		2,0-	2,0-	-0,8
5. Средняя скорость движения: - по постоянным дорогам - по временным дорогам	км/ч км/ч	30 20
6. Время рейса, в т.ч.: - погрузка - движение - разгрузка - манёвры	мин мин мин мин мин	11,0 3,0 3,0 2,0 3,0	10,5 2,5 3,0 2,0 3,0	17,5 2,0 10,5 2,0 3,0	17,5 2,0 10,5 2,0 3,0	12,3 4,8 2,5 2,0 3,0
7. Коэффициент использования автосамосвала		0,8
8. Коэф. неравномерности подачи автотранспорта		1,05
9. Число рейсов в смену	рейс	50	35	31	31	45
10. Сменная производ-сть	т/см	1775	840	744	744	1080
11. Количество смен работы автосамосвала для перевозки требуемого объёма	смен	535	115	612	588	53
12. Необходимое количество автосамосвалов для перевозки требуемого объёма	Ед	1,09	0,73	1,07	1,07	1,1
13. Парк автосамосвалов	Ед	2	1	2		1
14. Годовой пробег	Км	26750	4025	112592	58652	10152



2.6.5 Комплексная механизация основных производственных процессов

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

Основное горно-транспортное оборудование сведено в таблицу 2.10.

Таблица 2.10

Наименование	Вид работ	Ед.изм.	Величина
1. Буровой станок Атлас-Копко ROC-L-6	добыча	шт	1
2 Экскаватор ЭКГ-5А	добыча	шт	1
3. Бульдозер ДЗ-171	вскрыша	шт	1
4. Погрузчик «Caterpillar-988»	вскрыша	шт	1
5. Автосамосвал БелАЗ-7523	добыча	шт	2
6. Автосамосвал БелАЗ-7522	вскрыша	шт	1



3. Переработка полезного ископаемого

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

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

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

- водопоглащение - от 0,9 до 0,55 %.

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

Единой (жёсткой) качественно-количественной схемы не существует, так как ассортимент и процентный выход фракций может гибко меняться, в зависимости от требований потребителя. Одновременно возможно выпускать до четырёх различных фракций щебня и песка из отсевов дробления (0ч5; 0ч10; 5ч20; 20ч40), и различного их сочетания по согласованию с потребителем.

Один из примеров качественно-количественной схемы, режим I (основной) - с получением щебня фракций 5ч20 и 20ч40 приведён на чертеже 090500-4-ЗУОГР-ДП-9.

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

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

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

Компоновочная схема ДСУ

Горная масса 0ч900

Грохот

фр. 20-150 Sx 1624 фр. 0-20

фр. 150-900

Щёковая дробилка

JM 1211

фр. 0-240

Конусная дробилка

H 6800

фр. 0-80

Грохот

CS 144 III

фр. 0-5 фр. 5-20 фр. 20-40 фр. + 40

Конусная дробилка

H 6800-F

фр. 0-30

Грохот

CS 144-III

фр. 0-5 фр. 5-10 фр. 10-20 фр. + 20

Основные технические решения ДСУ:

- доставка горной массы 0ч900 мм из карьера автосамосвалами БелАЗ-7523 (грузоподъёмность = 42т) или БелАЗ-7522 (грузоподъёмность = 30 т);

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

- выделение отсевов грохочения (карьерных загрязняющих примесей) крупностью 0ч20 мм на двухдековом колосниковом грохоте Sx1624 с деками 150 мм и 20 мм;

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

- дроблёный материал крупностью 0ч240 мм поступает на промежуточный склад с туннельным питателем;

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

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

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

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

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

- товарное грохочение продукта крупностью 0ч20 мм производится на грохоте CS 144-III №2 с ситами 20;10; и 5 мм;

- промывка щебня не предусматривается ;

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

- технологическое оборудование размещается на открытой площадке.

3.1 Расчёт качественно- количественной схемы дробления

Рассчитываем объёмы фракций крупности в исходной породе:

ходной горной породы

Объём фракции 0-5

Q₁=0,035 * 350 = 10 т/ч

Объем фракции 5-10

Q₂= 0,01 * 350 = 3т/ч

Объём фракции 10-20

Q₃= 0,015 * 350 =5 т/ч

Объём фракции 20-40

Q₄= 0,05 * 350= 17 т/ч

Объём фракции 40-70

Q₅= 0,06 * 350=21 т/ч

Объём фракции 70-150

Q₆= 0,18 * 350= 63 т/ч

Объём фракции 150-300

Q₇= 0,28 * 350 = 98 т/ч

Объём фракции 300-900

Q₈= 0,38 * 350=133 т/ч



Объём фракции + 150:

Q₉= 0,66 * 350 = 231 т/ч

Определяем выхода и объёмы продуктов II ,III и IV:

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

г_III=66%

Объем продукта III находим по разности:

Q_III=Q_исх-Q_II-Q_IV=350-231-18=101т/час

Объем продукта V равен объему продукта IV

Q_V= Q_IV =Q_исх*г=350*0,66= 231т/час

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

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

· для фракций крупности 0-5 в дробленом продукте I стадии: г_0-5=0,04

Q₈=231*0,04=9,24 т/час

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

г_5-10=0,04

Q₉=231*0,04=9,24 т/час

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

г_10-20=0,05

Q₁₀=0,05*231=11,55 т/час

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

г_20-40=0,11

Q₁₁=0,11*231=25,41 т/час

· для фракций крупности 40 в дробленом продукте I стадии:

г_40-70=0,16

Q₁₂=231*0,16=36,96 т/час

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

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

т/час

Объем продукта VI:

Q_VI =Q_V+Q_III=231+101=332 т/час

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

Q_XII - циркулирующая нагрузка.

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

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

г_0-5=0,13

г_5-20=0,30

г_20-40=0,44

г₊₄₀=0,13

Q_вход=Q_выход=101+231+Q_цир

294 т/ч - 87%

X - 13%

Q_цир=49,6 т/ч

Q_вход=101+231+49,6=381,6 т/ч

Определяем объёмы фракций крупности после II стадии дробления:

Q_i= г_i * Q_XII

Объём фракции 0-5 в дроблёном продукте II стадии

Q₁₄= 0,13* 381,6 =49,6 т/ч

Объём фракции 5-20 в дроблёном продукте II стадии

Q₁₅= 0,30 * 381,6= 114,48 т/ч

Объём фракции 20-40 в дроблёном продукте II стадии

Q₁₆= 0,44 * 381,6= 167,9т/ч

Объём фракции +40 в дроблёном продукте II стадии

Q₁₇= 0,13 * 381,6 = 49,6 т/ч

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

К_З= 381,6/630 = 0,60

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

Q_XIV= Q_XIII+ Q_XVIII

где Q_XVIII - циркулирующая нагрузка

Определяем объем продукта Q_XIII

Q_XIII=Q_X+ Q_XI=114,48+167,9=282,38т/ч

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

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

г_0-5=0,36

г_5-10=0,3

г_10-20=0,32

г₊₂₀=0,02

Q_вход=Q_выход=114,48+167,9+Q_цир

250,1 - 98%

X - 2%

Q_цир - 5,7т/ч

Q_вход=114,48+167,9+5,7=288,13т/ч

Определяем объемы фракции крупности после III стадии дробления

Q₁=гЧQ_XVIII

Объём фракции 0-5 в дроблёном продукте III стадии

Q₁₈=0,36*288,13=103,72

Объём фракции 5-10 в дроблёном продукте III стадии

Q₁₉=0,3*288,13=86,43

Объём фракции 10-20 в дроблёном продукте III стадии

Q₂₀=0,32*288,13=92,2

Объём фракции +20 в дроблёном продукте III стадии

Q₂₁=0,02*288,13=5,76

Определяем коэффициент загрузки

K₃=288,13/350=0,82



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

Расчёт и выбор грохотов

Определение рабочей площади грохочения

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

F₁=Q_иск/2,4a

где Q_иск - нагрузка на грохот по исходному питанию т/час

a - ширина щели между колосниками, м

Q_иск=350т/ч

a =0,15м

F₁=350/2,4*0,15=9,7м²

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

F=Q /CqkLmnvp

Q-производительность грохота, т/ч

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

q-удельная объёмная производительность 1м² сита, м³/м²*ч

1. Поправка на крупность

K, L- коэффициент, учитывающий крупность материала:

- фракции -20 из исходного материала, выход которой составляет



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

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

4+4+5=13%

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

12+35=47%

- фракции -20 мм из циркулирующей нагрузки с выходом

36+30+32=98%

Суммарный выход составляет

6+13+47+98=164%

Принимаем К=2

Определяем значение коэффициента L. Принимаем=0,94

2. Поправка на эффективность грохочения

m-коэффициент, учитывающий эффективность грохочения

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

3. Поправка на форму зёрен

n-коэффициент, учитывающий форму зёрен принимаем равный 1.

4. Поправка на влажность

Материал сухой v=1

5. Поправка на способ грохочения

Способ грохочения - сухой р=1

Рабочая площадь грохочения составляет:

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

Применяем грохот СS144 III

Расчёт грохота для товарного грохочения.

Рабочая площадь грохота составляет.

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

Применяем грохот СS144 III

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

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

Q=Q_n*д*К_др*К_ф*К_кр*К_в, где

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

Q_п-- паспортная производительность дробилки первой стадии ;

д- насыпная масса дробимого материала,т/м³

К_др-поправочный коэффициент на дробимость материала;

К_ф -поправочный коэффициент, учитывающий форму дробимого материала;

К_кр -поправочный коэффициент на крупность материала;

К_в-поправочный коэффициент на влажность дробимого материала.

Q= Q_n*д*К_др*К_ф*К_кр*К_в=272*1,7*0,85*1*0,89*1=350т/ч

Характеристика готовой продукции

Готовая продукция - щебень по классам крупности

- 5-20

-0-5(отсев)

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

Таблица 3.1

Наименование	Насыпная Плотность т/м3	Выход, %	Производительность
			т/ч	тыс. т/г	тыс. м3/г
Горная масса	1,7	100,0	350,0	950,4	559,058
Щебень 5ч20	1,38	51	169,32	455,621	330,160
Всего щебня		51	169,32	455,621	330,160
Песок из отсевов дроблен. 0ч5	1,4	13	43,16	116,138	82,956
Дроблёный песок 0ч5	1,4	36	91,8	321,615	229,725
Отсев первичный 0ч20	1,4	16	18	57,024	40,73
Всего продукции		100,0	350,0	950,4	683,318

рыборецкий кварцит песчаник щебень



4. Специальная часть проекта

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

4.1 Обоснование актуальности рассматриваемой темы

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

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

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

4.2 Выбор технологии переработки

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

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

При этом, по данным ежедневных лабораторных проб, получаемый щебень, отвечая всем требованиям ГОСТа 8267-93, имеет только 3-ю категорию по лещадности (от 15% до 25%), щебень фракции 5ч20 - в среднем 18,5%, а щебень фракции 20ч40 - в среднем 22,3%. Иногда, чаще в периоды работы, когда футеровки дробящих камер конусных дробилок мелкого дробления (III-я стадия дробления) H-6800 имеют незначительный износ (до 15ч20%) и размер раскрывной щели (CSS) является минимальным - 12ч12,8 мм, лабораторные пробы показывают лещадность - 12ч14%, что соответствует второй группе. Но, так как, процесс этот носит случайный и непродолжительный характер, к тому же, при малой CSS значительно снижается производительность оборудования и повышаются нагрузки и его износ, предприятием заявляется третья группа качества выпускаемого щебня - как постоянно гарантированная.

Итак, на предприятии существует следующая технология переработки полезного ископаемого с получением в качестве готовых продуктов щебня, песка из отсевов дробления и карьерных загрязняющих примесей (ПЩС фракции 0ч20).

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

Единой (жёсткой) качественно-количественной схемы не существует, так как ассортимент и процентный выход фракций может гибко меняться, в зависимости от требований потребителя. Одновременно возможно выпускать до четырёх различных фракций щебня и песка из отсевов дробления (0ч5; 0ч10; 5ч20; 20ч40), и различного их сочетания по согласованию с потребителем. Один из примеров качественно-количественной схемы, режим I (основной) - с получением щебня фракций 5ч20 и 20ч40 приведён на схеме 1.

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

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

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

Основные технические решения ДСУ:

- доставка горной массы 0ч900 мм из карьера автосамосвалами «БелАЗ-7523» (грузоподъёмность = 40 т) или «БелАЗ-7522» (грузоподъёмность = 30 т);

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

- выделение отсевов грохочения (карьерных загрязняющих примесей) крупностью 0ч20 мм на двухдековом колосниковом грохоте Free-Flo FF1624G с деками 150 мм и 20 мм;

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

- дроблёный материал крупностью 0ч240 мм поступает на промежуточный склад с туннельным питателем;

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

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

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

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

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

- промывка щебня не предусматривается;

- готовая продукция складируется на открытых конусных складах и отгружается пневмоколёсными погрузчиками «Volvo-220» (ковш V = 4,6 м³ ) и «Caterpillar - 988В» (ковш V = 5,3 м³) в автомобильный транспорт ;

- технологическое оборудование размещается на открытой площадке

4.3 Выбор способа совершенствования технологии дробления

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

Достоинствами данной схемы являются:

- высокая производительность;

- высокая эксплуатационная надёжность;

- низкая металло- и энергоёмкость;

- компактность размещения оборудования;

- возможность механизированной уборки просыпей;

- принцип работы - «не дробить ничего лишнего»;

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

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

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

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

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

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

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

Имеются практические данные по использованию роторных дробилок ударного действия «Merlin-VSI - RP107» на карьерах Республики Карелия при добыче габбро-диабазов (месторождение «Железная гора»), гнейсо-гранитов (месторождение «Лобское-5») и габбро-долериты (месторождение Щелейкинское).

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

Существенными недостатками данной дробилки, ограничивающими её широкое применение являются:

- относительно низкая производительность. Максимальная - 150 т/ч, средняя эксплуатационная - 90ч120 т/ч;

- быстрый износ комплектующих ротора и футерующих деталей дробильной камеры;

- ограничение по крупности питающего куска исходной массы (максимальный размер питающего куска = 50 мм, оптимальный питающий материал - фракция 0ч40 мм).

Учитывая все это, не имеет смысла вводить роторную дробилку ударного действия «Merlin-VSI - RP107» в качестве основного рабочего агрегата ДСУ

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

Таким образом, основным техническим решением по повышению качества получаемого на Рыборецкои месторождении кварцито-песчаников щебня будет включение в схему ДСУ между третьей стадией дробления и товарным грохочением, путём отсечения части потока дроблёного материала и последующим его присоединением к основному потоку, роторной дробилки ударного действия «Merlin-VSI - RP107».

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

4.4 Описание и принцип работы выбранной дробилки

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

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

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

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

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

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

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

Схема дробилки и принцип её действия приведены на рисунке 3.

Рис. 3 Схема роторной дробилки ударного действия «Merlin-VSI-RP107»

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

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

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

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

4.5 Выбор и расчёт технологического оборудования

4.5.1 Исходные данные

В соответствии с заданным режимом работы карьера и выполненными в горной части расчётами производственная мощность дробильно-сортировочной установки (ДСУ) составляет 702,02 тыс. м³ в год готовой продукции по ГОСТ 8267-93 и по ГОСТ 8736-93, в том числе щебня фракции 5ч20 и фракции 20ч40 мм - 445,72 тыс. м³ в год, а также выпускается песок из отсевов дробления фракции 0ч5 мм - 206,84 тыс. м³ в год (см. табл.12.1). Кроме того, выпускаются карьерные загрязняющие примеси (ПЩС) фракция 0ч20 в количестве - 44,42 тыс. м³ в год.

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

При выполнении технологической части использованы следующие материалы:

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

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

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

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

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

Таблица 4.1

Наименование	Значение	Примечание
1. Плотность, т/м3	2,58-3,09
2. Объемная масса, т/м3	ср. 2,9
3. Коэффициент разрыхления	1,5
4 . Насыпная плотность , т/м3	1,7
5. Предел прочности при сжатии, МПа:
- в сухом состоянии		940-2300
- в водонасыщенном состоянии		860-1440
- после замораживания		890-1200
б. Морозостойкость	F- 1ОО, F-50
7. Водопоглощение, %	0,25-0,42
8 . Марка по дробимости щебня	1200
9. Содержание зерен слабых пород, %	1,59-3,46
10. Содержание глинистых частиц, %	0,07-0,09
11. Содержание SiO2, %	0,01
12 . Влажность , % :
- естественная;		1-3
13 . Наибольший размер куска, мм	0-900
14. Гранулометрический состав, %
	0-900мм мм	100
	0-500 мм	85,0
	0-300 мм	62,3
	0-150 мм	36,5
	0-120 мм	30,2
	0-70 мм	18,4
	0-40 мм	11,6
	0-20 мм	6,4
	0-10 мм	4,9
	0-5 мм	3,5

4.5.2 Описание технологического процесса

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

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

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

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

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

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

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

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

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