1.3. Готовой продукцией указанных заводов является щебень, гравий и песок для всех видов строительных работ, удовлетворяющих требованиям ГОСТ: 8267-75, 10260-74, 8268-74, 17539-72, 8736-67 и для отдельных видов работ по ГОСТ 10268-70, 4797-69, 8424-72, 9128-67, 7392-70, 7393-71, 7394-70.
1.4. В качестве исходного сырья для предприятий нерудных строительных материалов используются горные породы:
магматические (изверженные) - граниты, сиениты, диориты, гранодиориты, габбро (глубинные); порфириты, диабазы, трахиты, андезиты, базальты (излившиеся);
метаморфические - кварциты, амфиболиты, гнейсы, мраморы;
осадочные - известняки, доломиты, песчаники, а также гравий и песок гравийно-песчаных и песчаных месторождений.
Породы должны удовлетворять требованиям ГОСТов в зависимости от назначения готовой продукции.
1.5. НТП предполагается обязательное комплексное исследование горных пород (полезных ископаемых, вмещающих и покрывающих пород), позволяющее проектировать комплексное их использование при эксплуатации месторождения и утилизацию отходов, что будет способствовать улучшению технико-экономических показателей предприятия, а также охране природы.
1.6. НТП являются руководящим материалом при проектировании вновь строящихся, а также при реконструкции и расширении действующих предприятий промышленности нерудных строительных материалов и должны служить задачам дальнейшего повышения технического уровня отрасли.
1.7. НТП предусматривают соблюдение всех действующих нормативных документов (СНиП, СН, правил безопасности, правил технической эксплуатации, инструкций и других), утвержденных Госстроем СССР, Госгортехнадзором, министерствами и другими ведомствами и обязательных для предприятий промышленности нерудных строительных материалов.
1.8. Область применения способа разработки месторождений средствами гидромеханизации:
частично или полностью обводненные гравийно-песчаные и песчаные месторождения;
съем пород вскрыши на месторождениях, разрабатываемых экскаваторным способом, при технической возможности и экономической целесообразности организации водоснабжения и размещения гидроотвалов.
И ПРОИЗВОДСТВЕННЫЕ МОЩНОСТИ
2.1.1. Режим работы щебеночных и гравийно-песчаных заводов с экскаваторным способом разработки месторождений принимается круглогодовой; сезонный режим допускается как исключение и должен быть обоснован проектом.
2.1.2. Режим работы песчаных и всех гидромеханизированных заводов принимается, как правило, сезонный; круглогодовой режим обосновывается проектом.
2.1.3. Суточный режим работы предприятий, как правило, принимается трехсменный; изменение режима обосновывается проектом.
2.1.4. Годовой фонд рабочего времени при трехсменном режиме и пятидневной рабочей неделе с двумя совмещенными выходными днями принимается по табл. 1.
Таблица 1
2.1.5. Режим работы складов по отгрузке готовой продукции принимается круглогодовой без выходных дней, трехсменный.
2.1.6. При сезонном режиме работы предприятий число рабочих дней в году устанавливается по климатическим данным района размещения предприятия исходя из непрерывной рабочей недели; ориентировочное число рабочих дней принимается в зависимости от температурной зоны.
Годовой фонд рабочего времени определяется за вычетом времени, необходимого для проведения планово-предупредительных ремонтов (без учета средних и капитальных ремонтов).
2.1.7. Фонд чистого времени работы оборудования предприятий определяется исходя из годового фонда рабочего времени с учетом коэффициентов использования оборудования во времени (Kв), определяемого по табл. 52, при экскаваторном способе разработки месторождений; для гидромеханизированных предприятий Kв принимается в зависимости от содержания гравия в гравийно-песчаной массе:
При содержании гравия более 60% коэффициент использования оборудования обосновывается проектом на основании практических данных аналогичных действующих предприятий.
2.1.8. Режим работы карьера как с экскаваторным, так и с гидромеханизированным способом разработки месторождений должен быть, как правило, синхронным с режимом работы завода. Независимый режим работы карьера и завода с организацией промежуточного склада горной массы или промежуточного продукта после дробления обосновывается проектом.
2.1.9. Режим вскрышных работ на карьерах определяется объемами работ и применяемым оборудованием и может быть сезонным и круглогодовым, в одну, две или три смены. При использовании оборудования непрерывного (поточного) действия, а также скреперов и бульдозеров вскрышные работы выполняются сезонно.
2.1.10. При проектировании гидромеханизированных предприятий с разрывом технологической цепи между карьером и заводом следует принимать для завода сезонный режим работы при непрерывной рабочей неделе в три смены, продолжительностью 8 ч, с коэффициентом использования оборудования в соответствии с табл. 52.
2.1.11. При проектировании гидромеханизированных предприятий с сезонной работой карьера и круглогодовой работой завода с разрывом технологической цепи между карьером и заводом фонд рабочего времени завода принимается по табл. 1.
2.2.1. Рекомендуемый ряд мощностей предприятий промышленности нерудных строительных материалов приведен в табл. 2.
2.2.2. На месторождениях с ограниченными запасами допускается при соответствующем технико-экономическом обосновании организация карьера с передвижными или сборно-разборными установками производительностью меньшей, чем это указано в табл. 2.
Таблица 2
Примечания: 1. Приведенные мощности при конкретном проектировании могут корректироваться в зависимости от коэффициентов использования рабочего времени оборудования, прочности перерабатываемых пород и выхода готовой продукции.
2. Мощности заводов с гидромеханизированным способом добычи сырья исчислены исходя из производительности добычного оборудования.
2.2.3. Минимальным сроком существования постоянно действующего предприятия следует считать 25 лет. Проектирование предприятий, обеспеченных запасами сырья на меньший срок, может быть допущено только после соответствующего технико-экономического обоснования.
2.2.4. Срок существования предприятий с передвижными и сборно-разборными установками определяется их назначением.
РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ
3.1.1. Проектирование разработки месторождения допускается только при наличии отчета о геологоразведочных работах, составленного в соответствии с действующими инструкциями, и протокола ГКЗ (ТКЗ) об утверждении запасов.
3.1.2. Соотношение категорий разведанных балансовых запасов полезных ископаемых, допускаемое для обоснования проектирования и выделения капиталовложений в строительство горнодобывающих предприятий нерудных строительных материалов, приведено в табл. 3.
Таблица 3
Примечание - Выписка из классификации запасов месторождений твердых полезных ископаемых, утвержденной председателем ГКЗ при Совете Министров СССР 05.09.60 г.
3.1.3. Возможность проектирования и строительства горнодобывающих предприятий при наличии меньших количеств запасов категории A и B против запасов, указанных в табл. 3, устанавливается ГКЗ (ТКЗ) при их утверждении.
3.1.4. При проектировании горнодобывающих предприятий для определения возможных перспектив их развития в дальнейшем и с целью более полного использования минеральных ресурсов должны учитываться запасы категории C2 и забалансовые запасы.
ПОЛЕЗНОГО ИСКОПАЕМОГО
3.2.1. Потери полезного ископаемого рассчитываются в соответствии с "Отраслевой инструкцией по определению и учету потерь нерудных строительных материалов при добыче" (ВНИИнеруд, 1974).
Потери полезного ископаемого определяются по двум классам:
I - общекарьерные потери;
II - эксплуатационные потери.
3.2.2. Общекарьерные потери - часть балансовых запасов, теряемых в охранных целиках капитальных горных выработок, зданий, технических и хозяйственных сооружений, обеспечивающих нормальную и эффективную деятельность предприятия.
Запасы под зданиями, техническими и хозяйственными сооружениями, не относящимися к предприятию, а также запасы под водоемами, водоносными горизонтами, заповедными и другими зонами к общекарьерным не относятся и в процессе проектирования подлежат переводу в забалансовые запасы.
3.2.3. Эксплуатационные потери - часть балансовых запасов, теряемых в процессе эксплуатации карьера.
Эксплуатационные потери подразделяются на две группы.
Группа 1. Потери полезного ископаемого в массиве (в целиках) - в бортах карьера, в выработанном пространстве карьера, в местах выклинивания и сложной конфигурации залежи, у границ геологических нарушений.
Группа 2. Потери отделенного от массива полезного ископаемого - при выемке совместно с вмещающими (вскрышными) породами, в местах погрузки, разгрузки, складирования, при транспортировании, при ведении взрывных работ.
3.2.4. Промышленные (извлекаемые при добычных работах) запасы полезного ископаемого определяются путем вычитания из общего объема балансовых запасов общекарьерных потерь, эксплуатационных потерь первой группы, а также потерь второй группы при выемке сырья совместно с вмещающими породами.
3.2.5. Эксплуатационные потери второй группы при погрузочно-разгрузочных работах, при транспортировании и складировании учитываются в расчете производительности карьера по отгрузке сырья. Потери из-за взрывных работ учитываются в годовых объемах обуриваемой и взрываемой горной массы.
3.2.6. Нормативные эксплуатационные потери приведены в табл. 4. Остальные виды эксплуатационных потерь и общекарьерные потери определяются проектом в зависимости от конкретных геологических и горнотехнических условий разработки месторождений.
Таблица 4
Нормируемые эксплуатационные потери второй группы, %
Примечание. Потери при взрывных работах на косогоре определяются проектом.
3.3.1. По степени подготовленности к добыче запасы полезного ископаемого разделяются на вскрытые, подготовленные и готовые к выемке (рис. 1):
вскрытыми считается часть промышленных запасов, на площади которой удалены вскрышные породы, а на отметку откаточного горизонта пройдена въездная траншея, обеспечивающая транспортную связь его с поверхностью;
к запасам, готовым к выемке, относятся запасы из числа вскрытых, выемка которых возможна без нарушения правил технической эксплуатации и правил безопасности, с соблюдением установленных размеров предохранительных и откаточных берм, рабочих площадок и полноты выемки по высоте и ширине каждого уступа;
к подготовленным относятся запасы на нижележащих уступах, выемка которых возможна после отработки готовых к выемке запасов на первом (вышележащем) уступе.
![]() их подготовленности к добыче
а - при одном добычном уступе; б - при двух и более
добычных уступах; А - запасы вскрытые; П - подготовленные;
Г - готовые к выемке; РП - во временных целиках под рабочими
площадками; Б - в бермах (эксплуатационные потери
в бортах карьера); 1 - вскрышные породы;
2 - полезное ископаемое; 3 - разрезная траншея
Таблица 5
3.3.2. Каждый карьер должен иметь готовые к выемке запасы; количество готовых к выемке запасов в карьере, в зависимости от объема добычи в очередном году, а также от режима и схемы производства вскрышных работ, определяется:
при транспортной схеме производства вскрышных работ - данными табл. 5;
при бестранспортной схеме - принятыми параметрами разработки.
Примечание. Объем готовых к выемке запасов при круглогодовой разработке песчано-гравийных и песчаных месторождений в суровых климатических условиях определяется проектом в зависимости от принятой технологии работ по предупреждению смерзания полезного ископаемого или ликвидации его последствий.
работы, производимые до ввода карьера в эксплуатацию: осушение месторождения или его части, проходка нагорных канав и водоотводных траншей, рубка леса и корчевка пней на площади горно-капитальных работ, подготовка отвалов первой очереди, строительство откаточных автодорог;
вскрышные работы в объеме, обеспечивающем готовые к выемке запасы на сроки, указанные в табл. 5;
проходка въездных (выездных) траншей (полутраншей) в контуре или вне контура карьерного поля, а также разрезных траншей по полезному ископаемому на длину, обеспечивающую нормальные эксплуатационные и транспортные условия;
работы по транспортировке и размещению вскрышных пород и попутно добываемого полезного ископаемого при производстве горно-капитальных работ;
работы по снятию и размещению почвенно-растительного слоя;
работы по рекультивации земель, нарушенных в период строительства карьера временными выработками, транспортными коммуникациями и отвалами, не используемыми в процессе дальнейшей эксплуатации предприятия;
работы по предотвращению эрозии грунтов в откосах горных выработок, отвалов и дорог.
3.4.2. Горно-подготовительные работы, осуществляемые после освоения проектной производительности карьера, выполняются за счет эксплуатации.
3.4.3. Для реконструируемых и расширяемых карьеров в состав горно-капитальных работ включается объем вскрыши, соответствующий только приросту производительности карьера по добыче полезного ископаемого.
3.4.4. Для карьеров небольшой мощности при условии обеспечения их производительности одним добычным экскаватором допустимо включение в состав горно-капитальных работ только первоначальных рабочих площадок, обеспечивающих нормальное размещение горного оборудования и разворот автосамосвалов (см. 4.1.4).
3.4.5. При проектировании нескольких карьеров, вводимых в эксплуатацию параллельно или последовательно, объем горно-капитальных работ должен определяться для каждого карьера в соответствии с 3.4.1. В этих случаях допустимо выполнение за счет эксплуатации некоторых работ, связанных со вскрытием и подготовкой последовательно осваиваемых участков или месторождений.
3.4.6. Каждый конкретный случай отклонений от состава горно-капитальных работ, указанного в 3.4.1, должен быть обоснован проектом.
3.4.7. Горно-капитальные работы рекомендуется выполнять оборудованием, запроектированным для разработки месторождения.
При подрядном способе производства горно-капитальных работ метод их выполнения и тип горного и транспортного оборудования, применяемый при проходке траншей, необходимо определять с учетом оснащенности субподрядной строительной организации, осуществляющей горно-капитальные работы.
3.4.8. Объем горно-капитальных работ определяется в отдельности для каждой категории грунтов, встречающейся при проходке горно-капитальных выработок, с учетом условий осуществления выемки грунтов, дальности их транспортировки и способа отвалообразования.
И СИСТЕМ РАЗРАБОТКИ
И ПЕРВОНАЧАЛЬНЫХ ПЛОЩАДОК
4.1.1. Ширина основания въездных траншей и полутраншей в зависимости от применяемого вида транспорта принимается по табл. 6, 7 и 8, составленным с учетом СНиП II-46-75, II-Д.5-72 и СН 449-72.
Таблица 6
на прямолинейных участках железнодорожного пути
колеи 1520 мм
Примечания:
1. Ширина траншей определена с учетом требований СНиП II-46-75 "Промышленный транспорт. Нормы проектирования" и СН 449-72 "Указания по проектированию земляного полотна железных и автомобильных дорог" для скорости движения до 40 км/ч.
2. Ширина двухпутных траншей определяется путем увеличения значений, приведенных в таблице, на величину расстояния между осями путей.
3. В скальных породах ширина основания въездных траншей должна корректироваться по табл. 8 в соответствии с типом экскаватора, применяемого на их проходке.
Таблица 7
и полутраншей для автомобильного транспорта, м
Примечания: 1. В знаменателе приведена ширина основания полутраншей, в числителе - траншей.
2. Ширина основания дана с учетом устройства канав и ограждающего вала. При устройстве лотков ширина основания траншей и полутраншей принимается по расчету в зависимости от конструкции лотков.
3. Ширина основания на криволинейных участках рассчитывается по СНиП II-Д.5-72.
4. При устройстве барьерного ограждения ширина полутраншеи может быть уменьшена на 1,7 м.
5. Ширина основания траншей в скальных породах должна корректироваться в соответствии с типом экскаватора, применяемого на их проходке (табл. 8).
Таблица 8
экскаватора, применяемого на проходке траншей, м
Примечание. Угол откоса борта траншеи в рыхлых и мягких породах 35 - 45°, в скальных породах 45 - 80°.
4.1.2. Ширина основания въездной траншеи при расположении в ней железнодорожного пути и автодороги определяется расчетом.
4.1.3. Ширина основания разрезных траншей принимается по табл. 9 и 10.
Таблица 9
Ширина основания разрезных траншей в рыхлых
и мягких породах, м
Примечания: 1. Ширина основания траншей должна корректироваться по табл. 8 в соответствии с типом экскаватора, применяемого на их проходке.
2. При автотранспорте ширина траншей при разработке первой заходки обеспечивает нормальный разворот автосамосвалов.
Таблица 10
Примечание. Ширина разрезной траншеи принята исходя из величины развала породы после короткозамедленного взрывания первой заходки, при условии сохранения транспортной полосы.
4.1.4. Размеры первоначальных площадок в рыхлых породах принимаются для МАЗ-503Б не менее 30 x 30 м, для КрАЗ-256Б и БелАЗ-540 не менее 40 x 40 м, в скальных породах - соответственно 50 x 50 м и 60 x 60 м.
4.1.5. Углы откосов нерабочих бортов капитальных траншей и нерабочих уступов карьеров в мягких и рыхлых породах с учетом пригодности откосов для мероприятий по предотвращению эрозии грунтов (в град):
торф ................................................... 30
растительный слой, чернозем ........................... 33
глинистые породы, суглинок средней плотности ........... 30
плотные глины и суглинок, мергель средней плотности ... 40
песок:
мелкий с примесью ила ................................. 25
" чистый ......................................... 27
" плотно слежавшийся ............................. 30
средней крупности и крупный ........................... 33
гравелистые породы ..................................... 33
При проектировании глубоких траншей или при наличии сложных гидрогеологических условий углы откосов должны определяться специальным расчетом. Углы откосов нерабочих бортов капитальных траншей в скальных породах принимаются по табл. 13.
4.2.1. Высота уступа не должна превышать предельных значений, указанных в единых правилах безопасности при разработке месторождений полезных ископаемых открытым способом. Рекомендуемая высота уступа при разработке рыхлых и скальных пород мехлопатами указана в табл. 11.
Таблица 11
Рекомендуемая высота уступа, м
4.2.2. Углы откосов уступов в период разработки и погашения принимаются по табл. 12.
Таблица 12
Углы откосов уступов, град <*>
--------------------------------
<*> Из двух значений углов откосов меньшее принимается для высоких уступов, большее - для уступов меньшей высоты.
<**> При разработке связных грунтов допускается угол откоса рабочего уступа до 80° при условии выделения у нижней бровки откоса резервной полосы, оборудованной предупредительными знаками. Ширина полосы определяется с учетом возможного обрушения (выполаживания) откоса.
При определении углов откосов уступов в скальных породах должна учитываться нарушенность массива буровзрывными работами. Для обеспечения проектных углов откосов нерабочих уступов (при погашении) должно предусматриваться необходимое оборудование.
4.2.3. Угол откоса борта карьера принимается по табл. 13.
Таблица 13
4.2.4. Ширина рабочих площадок рассчитывается в каждом конкретном случае в зависимости от вида применяемого горнотранспортного оборудования и технологии ведения горных работ (см. приложение II).
4.2.5. Ширина транспортных берм для постоянных внутрикарьерных путей определяется как сумма составляющих элементов.
Ширина проезжей части при автомобильном транспорте принимается по СНиП II-Д.5-72, при железнодорожном - по СНиП II-46-75.
Ширина обочин двухполосных дорог берется не менее 1,5 м, причем со стороны вышележащего откоса ширина должна определяться с учетом устройства кювета (лотка), со стороны нижележащего откоса - с учетом устройства ограждения (породного вала). У однополосных дорог ширина обочин равна половине ширины полосы движения.
Ширина кювета по верху (с нагорной стороны) в скальных грунтах 1,2 м, в рыхлых - 2,2 м; в случае устройства лотков ширина их принимается в зависимости от конструкции лотков.
Ширина полки за кюветом (лотком) в скальных породах 0,5 м, в рыхлых 1,0 м.
Ширина полосы безопасности принимается в случае, если угол подгорного откоса больше угла устойчивого откоса. На кривых участках предусматривается уширение берм на величину уширения проезжей части, земляного полотна и междупутий в соответствии с СН 449-72.
Ширина берм и выемок под конвейеры определяется расчетом.
Ширина берм периодической механизированной очистки принимается не менее 8 м.
ВЕДЕНИЯ ГОРНЫХ РАБОТ
4.3.1. В соответствии с горнотехническими условиями разработки проектируемых месторождений технология производства горных работ должна осуществляться по двум основным направлениям:
совершенствование цикличной технологии горных работ за счет применения нового высокопроизводительного оборудования;
внедрение циклично-поточной и поточной технологии горных работ.
4.3.2. При выборе схем предпочтение следует отдавать циклично-поточным и поточным схемам, обеспечивающим более высокую производительность труда и лучшие экономические показатели работы.
4.3.3. Из числа применяющихся и могущих найти применение технологических горнотранспортных схем (см. табл. 14) рекомендуются схемы 1, 2, 3, 5, 7, 10, 11, 13, 18, 19.
Таблица 14
разработки месторождений
5.1.1. При проектировании экскаваторных работ следует пользоваться классификацией грунтов по трудности экскавации ЕНВ 1971 г.
5.1.2. Максимальная ширина заходки экскаватора типа механической прямой лопаты принимается равной:
для рыхлых и мягких пород - 1,5 радиуса черпания экскаватора на уровне стояния (Rч.у);
для скальных пород, разрыхленных взрывом, при железнодорожном транспорте - 1,7 Rч.у, а при автотранспорте - 1,6 - 1,7 Rч.у.
5.1.3. Запас разрыхленной взрывом породы на один рабочий экскаватор принимается не менее чем на 10 суток работы.
Таблица 15
на экскаватор-механическую лопату, м
Таблица 16
цикла K и количество суток простоев
в ремонте m для экскаваторов
5.1.4. Минимальная длина фронта работ на каждый рабочий экскаватор - механическую лопату с ковшом емкостью 2 - 5 м3 - при разработке уступов высотой 10 - 15 м принимается по табл. 15.
Для других типов экскаваторов и параметров уступов, а также при погрузке на конвейерный транспорт минимальная длина фронта работ определяется расчетом.
5.1.5. Сменная производительность экскаваторов определяется по методике, изложенной в "Единых нормах выработки на открытые горные работы для предприятий горнодобывающей промышленности. Экскавация и транспортирование", М., "Недра", 1971 и приведенной в приложении III.
5.1.6. Расчетное количество рабочих экскаваторов (nэ) определяется по формуле
nэ = (ПКн)/(ПэКи),
где П - среднекалендарная производительность карьера по сырью в целике, м3 в смену;
Кн - коэффициент неравномерности подачи транспорта; при автомобильном и железнодорожном Кн = 1,1, при конвейерном Кн = 1,0;
Пэ - производительность экскаватора, м3 в смену;
Ки - коэффициент использования оборудования завода во времени, принимается по табл. 52.
Полученный результат по формуле округляется до большего целого числа.
5.1.7. Количество рабочих дней для одного экскаватора при круглогодовой работе определяется по формуле
a = (NK)/(K + mt),
где N - количество календарных дней в году за вычетом праздников, выходных дней и дней простоев по климатическим условиям; количество дней простоев по климатическим условиям для температурных зон 5, 6 и вне зон принимается до 15;
K - межремонтный цикл, маш.-ч;
m - количество суток простоев в ремонтах на протяжении полного ремонтного цикла;
t - количество часов работы экскаваторов в сутки.
Межремонтный цикл экскаваторов (продолжительность часов работы между капитальными ремонтами) и количество суток простоев в ремонтах (за полный цикл) принимаются по табл. 16.
5.1.8. Количество рабочих дней одного экскаватора при сезонной работе определяется продолжительностью сезона за вычетом дней технического обслуживания и текущих ремонтов. Капитальные ремонты должны предусматриваться в нерабочий период.
5.1.9. Количество резервных (подменных) экскаваторов определяется по формуле
np = nэ(N - a)/a.
Резерв не предусматривается для мощных шагающих драглайнов, роторных экскаваторов и при сезонной работе оборудования.
5.1.10. Численность парка экскаваторов должна быть увязана с требуемым в ряде случаев усреднением по качеству сырья, подаваемого на завод.
И РЫХЛИТЕЛЕЙ, ВСПОМОГАТЕЛЬНЫЕ РАБОТЫ
5.2.1. Производительность скреперов, бульдозеров и рыхлителей определяется по методикам, приведенным в приложениях IV, V, VI.
5.2.2. Количество резервных скреперов (бульдозеров, рыхлителей) принимается в размере 25% от числа рабочих машин (с округлением до целого в
сторону).5.2.3. Эффективная дальность транспортирования грунта скреперами:
5.2.4. Наполнение ковша самоходного скрепера производится обязательно при помощи трактора-толкача. Ориентировочное количество скреперов, обслуживаемое одним трактором-толкачом:
Для скреперов с ковшом емкостью 7 - 10 м3 следует применять тракторы-толкачи мощностью 130 - 180 л.с., а с емкостью ковша 15 м3 и более - 300 л.с. и более.
5.2.5. Количество бульдозеров для вспомогательных работ в карьерах принимается из расчета один бульдозер на каждый рабочий экскаватор. При размещении на фронте работ одного уступа двух одноковшовых экскаваторов с ковшами емкостью до 5 м3 принимается один бульдозер на два экскаватора.
5.2.6. Безвзрывное рыхление скальных пород с помощью рыхлителей на базе мощных тракторов (300 л.с. и более) рекомендуется применять для пород с коэффициентом крепости f = 1 - 3 (независимо от трещиноватости); f = 4 - 7 (средне- и сильнотрещиноватые породы) и f = 8 - 10 (весьма сильнотрещиноватые породы). Оно наиболее эффективно при разработке маломощных слоев пород.
5.2.7. При механическом рыхлении слабо- и среднетрещиноватых пород применяется предварительное ослабление массива пород с помощью падающего груза (шар-бабы) массой до 10 т, навешиваемого на экскаватор или кран, или с помощью взрывания уменьшенных зарядов ВВ.
Ориентировочная производительность за 8-часовую смену крана (экскаватора) Э-10011 или Э-1252, оборудованного падающим грузом, при ослаблении среднетрещиноватых пород - 2000 м2, слаботрещиноватых - 1300 м2 и глубине эффективного ослабления массива 0,5 - 0,7 м.
При взрывном ослаблении массива в породах с временным сопротивлением сжатию 600 - 1000 кгс/см2 ориентировочный удельный расход ВВ (аммонит N 6 ЖВ) может быть принят 0,10 - 0,25 кг/м3. Расчет параметров буровзрывных работ выполняется по формулам, приведенным в приложении VII, при условии взрывания рассредоточенных зарядов в скважинах диаметром 80 - 150 мм и заполнении скважин на 30 - 50% их вместимости.
5.2.8. Для обеспечения нормальной работы карьера в зимнее время должны проектироваться мероприятия по защите от снега, а также способы борьбы с промерзанием пород или оборудование для разработки мерзлых грунтов.
5.2.9. Оборка уступов предусматривается механизированным способом с помощью самоходных шарнирных гидроподъемников типа МШТС-2А (из расчета: одна машина МШТС-2А на 2 - 2,5 км суммарной протяженности фронта рабочих уступов).
5.2.10. На карьерах с интенсивным пылевыделением следует предусматривать оборудование для орошения экскаваторных забоев и конусов буровой мелочи около устьев скважин.
5.3.1. Расчетные параметры буровзрывных работ являются ориентировочными и подлежат уточнению в производственных условиях.
5.3.2. Выбор способа бурения производится по табл. 17, в зависимости от вида и группы (по ЕНиР 1974 г.) разрабатываемых пород.
Таблица 17
Рекомендуемые способы бурения
Примечания: 1. Условные обозначения способов бурения: ШН - шнековый, ШР - шарошечный, УВ - ударно-вращательный, О - огневой.
2. В таблице указаны предпочтительный (без скобок) и возможный (в скобках) способы бурения.
5.3.3. Сменная производительность буровых станков принимается по табл. 18 с учетом поправочных коэффициентов (табл. 19), а перфораторов - по табл. 20 с учетом поправочных коэффициентов.
Таблица 18
Таблица 19
производительности буровых станков
Примечание. При введении нескольких поправок коэффициенты перемножаются.
Таблица 20
(при бурении вертикальных шпуров диаметром 42 мм), м
Примечания: 1. Производительность рассчитана на бурение коронками и бурами, армированными пластинками твердого сплава.
2. При диаметре шпура, отличном от 42 мм, производительность умножается на поправочные коэффициенты:
3. При бурении горизонтальных шпуров учитывается понижающий коэффициент 0,77, а при бурении вертикальных шпуров с разметкой их по линии откола блока - 0,92.
5.3.4. Количество рабочих буровых станков (перфораторов) определяется как частное от деления сменного объема бурения на сменную производительность станка (перфоратора) с округлением до большего целого числа.
![]() взорванной горной массы
а - IV категория трещиноватости пород (весьма
крупноблочные); б - V категория (монолитные);
в - III категория (крупноблочные);
г - II категория (среднеблочные)
Для буровых станков и перфораторов, не оснащенных пылеподавляющими устройствами, необходимо предусматривать дополнительное оборудование для пылеподавления (пылеотсоса).
5.3.5. Количество резервных буровых станков и передвижных компрессоров принимается в размере 20% от количества рабочих станков (компрессоров) с округлением до большего целого числа. Количество резервных перфораторов принимается равным количеству рабочих перфораторов.
5.3.6. Расчет параметров буровзрывных работ производится по методике, приведенной в приложении VII.
5.3.7. Гранулометрический состав породы, разрыхленной взрывом, принимается по данным опытных взрывов или ориентировочно по характеристикам, приведенным на рис. 2.
Гранулометрический состав, принятый по характеристикам, должен корректироваться с учетом принимаемого в каждом конкретном случае предельного размера габаритного куска (см. 5.3.8): суммарный процент классов крупности выше габарита пропорционально распределяется между классами крупности ниже габарита.
5.3.8. Предельно допустимый линейный размер габаритного куска Lг устанавливается:
а) по емкости ковша экскаватора (E, м3):
для карьерных экскаваторов
, м;для строительных экскаваторов
, м;б) по размеру загрузочного отверстия дробилки (A, мм) Lг = 0,8 - 0,85A, мм;
в) по ширине ленты конвейера (B, мм) Lг = 0,5B - 200, мм (но не более размеров, предусмотренных в п. 12.1).
Негабаритным считается кусок, превышающий размером наименьшее из двух первых или трех приведенных значений.
5.3.9. Выход негабаритных кусков (в % к общему объему взорванной горной массы) принимается по данным опытных взрывов или ориентировочно по табл. 21, рассчитанной применительно к характеристикам состава горной массы, приведенным на рис. 2.
Таблица 21
Выход негабарита при короткозамедленном взрывании
сплошных скважинных вертикальных зарядов, %
Примечания: 1. При других конструкциях зарядов данные таблицы умножаются на поправочные коэффициенты:
при рассредоточенных зарядах ................................. 0,7
" наклонных зарядах (скважинах) ........................... 0,8
2. При нескольких учитываемых факторах поправочные коэффициенты перемножаются.
5.3.10. Дробление негабарита рекомендуется "безразлетными" способами:
механическим - пневмобутобоями и падающим грузом, смонтированными на самоходном базовом агрегате - экскаваторе, тракторе и т.п. (для пород с коэффициентом крепости f = 12 - 14);
гидровзрывным - для изверженных пород с f = 10 - 20;
взрывным - накладными кумулятивными зарядами (для любых пород).
Рекомендации по расчету дробления негабарита приведены в приложении VII.
5.3.11. Механизированная зарядка скважин предусматривается на карьерах с годовой производительностью 300 - 900 тыс. м3 с помощью машин типа МЗС-1М, свыше 900 тыс. м3 с помощью машин типа СУЗН-5А или агрегатов для приготовления и зарядки льющихся ВВ.
5.3.12. Целесообразность механизированной забойки скважин машинами должна обосновываться технико-экономическим расчетом.
5.3.13. Расходные и базисные склады взрывчатых материалов (ВМ) принимаются по действующим типовым проектам.
Емкость расходного склада определяется в объеме двухмесячной потребности карьера во взрывчатых материалах. Изменение емкости расходного склада, а также необходимость строительства базисного склада ВМ должны обосновываться проектом.
При механизированной зарядке скважин необходимо предусматривать на складах ВМ оборудование для приготовления ВВ и загрузки зарядных машин.
5.3.14. При проектировании буровзрывных работ (БВР), а также при выборе площадок и помещений (складов) для хранения ВМ необходимо устанавливать безопасные расстояния (радиусы опасных зон), регламентируемые "Едиными правилами безопасности при взрывных работах":
по передаче детонации (склады ВМ);
по сейсмическому воздействию взрыва зарядов на охраняемые здания и сооружения (производство БВР);
по действию воздушной волны на промышленные и жилые здания и сооружения (склады ВМ и производство БВР);
по поражающему действию осколков и обломков для людей и механизмов (производство БВР).
5.4.1. Выбор способа отвалообразования производится на основе технико-экономического сравнения возможных вариантов. Предпочтение следует отдавать организации внутренних отвалов.
5.4.2. Емкость отвалов определяется с учетом коэффициентов разрыхления и осадки пород, приведенных в табл. 22.
Таблица 22
Коэффициент разрыхления и осадки пород в отвале
5.4.3. Максимальная высота отвальных уступов при устойчивом основании принимается по табл. 23. Она должна быть увязана с проектом рекультивации отвалов.
Таблица 23
Максимальная высота отвальных уступов
5.4.4. Шаг передвижки отвальных путей принимается:
для экскаваторных отвалов (при работе экскаватора ЭКГ-4,6Б) - 22 - 25 м;
для плужных отвалов (при работе отвального плуга МОП-1) - не более 3 м.
5.4.5. Безопасное расстояние от оси железнодорожного пути до бровки плужного отвала принимается в зависимости от устойчивости уступа отвала и должно составлять не менее 1,6 - 1,8 м.
5.4.6. На бульдозерных отвалах разгрузка автосамосвалов должна производиться за пределами призмы обрушения - на расстоянии 5 - 8 м от бровки отвала, в зависимости от характеристики грунтов. По всему фронту разгрузки устраивается берма, имеющая уклон внутрь отвала не менее 3° и породную отсыпку высотой не менее 0,7 м и шириной не менее 1,5 м.
5.4.7. При формировании отвалов необходимо учитывать биологический состав пород, размещаемых на поверхности отвалов для последующей рекультивации.
5.5.1. При разработке месторождений с непостоянным качеством полезного ископаемого необходимо предусматривать в проектах геологическую службу для ведения эксплуатационной разведки.
5.5.2. Проектирование эксплуатационной разведки производится в соответствии с "Отраслевой инструкцией по геолого-маркшейдерскому учету состояния и движения запасов каолина, талька и нерудных строительных материалов", ВНИИнеруд, 1974.
5.5.3. Штат и оборудование для геологической службы определяются по следующим разделам "Справочника укрупненных проектно-сметных нормативов на геологоразведочные работы" (СУСН):
опробование твердых полезных ископаемых;
разведочное бурение;
лабораторные исследования полезных ископаемых и горных пород.
ГОРНЫМИ РАБОТАМИ
6.1.1. Выдача условий на рекультивацию земель должна производиться в соответствии с "Основными положениями по восстановлению земель, нарушенных при разработке месторождений полезных ископаемых", 1971, Министерство сельского хозяйства.
6.1.2. Целью рекультивации земель, нарушенных горнодобывающими предприятиями промышленности нерудных стройматериалов, является приведение их в состояние, пригодное для использования в интересах:
сельского хозяйства;
лесного хозяйства;
водного хозяйства (рыбного и благоустройство населенных мест);
промышленного, гражданского и другого строительства.
6.1.3. Выбор вида и способа горнотехнической рекультивации земель, нарушенных открытыми горными работами, производится с учетом природных, хозяйственных, социальных и санитарно-гигиенических условий района разрабатываемого месторождения, агрохимических свойств вскрышных пород, технологии горных работ и на основе технико-экономического сравнения возможных вариантов.
6.1.4. Горнотехническая рекультивация земель и сдача их землепользователям или специализированным организациям для последующей биологической рекультивации должны предусматриваться в процессе строительства карьера и его эксплуатации, а в случае невозможности - не позднее, чем в течение года после окончания разработки месторождения.
6.1.5. В состав горнотехнической рекультивации земель включаются:
снятие плодородного слоя почвы и хранение во временных отвалах с площадей, отведенных под горные работы и отвалы вскрышных пород;
планировка отвалов с целью образования удобного для рекультивации рельефа и строительства подъездных дорог;
дренирование и другие мелиоративные мероприятия;
отсыпка на рекультивируемую поверхность плодородного слоя почвы и его планировка;
устройство ложа и берегов водоемов в зависимости от их назначения;
другие инженерно-технические мероприятия.
И ЛЕСОХОЗЯЙСТВЕННОГО ИСПОЛЬЗОВАНИЯ
6.2.1. Временные отвалы плодородного слоя почвы следует располагать на сухих водораздельных участках вблизи объектов последующей рекультивации. Высота временных отвалов не должна превышать 10 м, а уклон поверхности - не более 0,005. Для защиты отвалов от ветровой и водной эрозии поверхность их необходимо засевать многолетними травами. Срок хранения грунта во временных отвалах не должен превышать 10 лет, в противном случае плодородные грунты должны быть использованы сразу для нужд сельского хозяйства, индивидуальных садов и т.п.
6.2.2. Земельные участки, подготавливаемые для сельского хозяйства, должны быть пригодными для работы сельскохозяйственных машин и иметь уровень грунтовых вод, обеспечивающий оптимальные условия произрастания растений. В первые 2 - 3 года рекомендуется культивировать многолетние травы.
6.2.3. Земельные участки, подготавливаемые для сельскохозяйственного и лесохозяйственного использования, должны иметь ширину земельной полосы, продольный и поперечный уклоны, обеспечивающие возможность работы машин и механизмов.
6.2.4. В период горнотехнической рекультивации к каждому участку должна быть устроена подъездная автодорога.
6.2.5. При рекультивации отвалов планировка их выполняется в два приема: первичная и после усадки (через 1 - 2 года) вторичная.
6.2.6. Уклоны откосов отвалов не должны превышать 1:3, если они подготавливаются для лесонасаждения, и 1:5 - для использования под садоводство.
6.2.7. Следует предусматривать укрепление откосов отвалов от размыва, оползней и ветровой эрозии одним из следующих способов: посадкой леса, посевом многолетних трав, методом гидросмесей, террасированием и выполаживанием, строительством водостоков.
6.2.8. Ширина террасы на отвалах должна быть не менее 10 м.
6.2.9. Высота между террасами допускается не более 10 м.
6.2.10. Углы откосов между террасами не должны превышать 15 - 20°.
6.2.11. Террасы должны иметь поперечный уклон 1,5 - 2° в сторону вышележащей площадки.
6.2.12. На поверхности рекультивируемой площади должны размещаться породы с хорошими почвообразующими свойствами.
Мощность плодородного слоя почвы следует принимать исходя из назначения рекультивируемой площади (для сельского хозяйства, садоводства, лесонасаждения и др.).
6.3.1. Откосы водоемов для рыбного хозяйства должны быть спланированы:
подводные до глубины 3 м - не круче 10°;
надводные на высоту до 2 м - не круче 5° и выше - до 30°.
6.3.2. Съезды к урезу воды водоема должны устраиваться не реже чем через 500 м.
6.3.3. Ширина съездов должна быть не менее 5 м.
6.3.4. Уклон съездов, устраиваемых к урезу воды водоема, не должен превышать 5°.
6.3.5. Откосы водоемов, намеченных к использованию в интересах благоустройства населенных мест, должны быть спланированы до глубины 5 м - не круче 8° и пляжей в пределах полосы шириной до 30 м - до 5°.
6.3.6. Водообмен водоема должен быть обеспечен в пределах санитарных норм.
МАТЕРИАЛОВ НА ГОРНЫХ РАБОТАХ
7.1.1. Расход дизельного топлива экскаваторами, скреперами, бульдозерами и рыхлителями с дизельными двигателями:
7.1.2. Расход бензина на запуск дизельного двигателя принимается в размере 3% от расхода дизельного топлива.
7.1.3. Расход стальных канатов:
а) экскаваторами, оборудованными прямой лопатой
Расход стальных канатов на каждый резервный экскаватор принимается в размере 25% от расхода на рабочий экскаватор;
б) экскаваторами-драглайнами
в) скреперами с канатным управлением
г) бульдозерами с канатным управлением: 37 кг на 1000 ч работы;
д) корчевателями и кусторезами: соответственно 39 и 27 кг на 1000 ч работы.
Таблица 24
кг на 1000 ч работы
7.1.4. Расход смазочных и обтирочных материалов экскаваторами и отвалообразователями принимается по табл. 24.
7.1.5. Расход смазочных и обтирочных материалов скреперами, бульдозерами и рыхлителями принимается по табл. 25.
Таблица 25
Расход смазочных и обтирочных материалов скреперами,
бульдозерами, рыхлителями, кг на 1000 ч работы
--------------------------------
7.1.6. При механическом рыхлении пород с коэффициентом крепости f = 6 - 8 ориентировочный расход стоек (зубьев) из стали 40ХН (ГОСТ 4543-71) составляет 30 кг на 1000 м3, расход наконечников из стали Г13Л (ГОСТ 1542-71) - 12 кг на 1000 м3 рыхленой горной массы.
7.2.1. Средние расходы материалов и бурового инструмента на 100 м бурения соответственно при шнековом, шарошечном и ударно-вращательном бурении для станков различных типов принимаются по табл. 26, 27 и 28.
Таблица 26
Средний расход материалов и бурового инструмента
при шнековом бурении (на 100 м бурения)
--------------------------------
<*> В числителе - для коронок со съемными резцами, в знаменателе - для коронок с напаянными резцами.
Таблица 27
при шарошечном бурении (на 100 м бурения)
Таблица 28
при ударно-вращательном бурении (на 100 м бурения)
для станков типа БМК-4М, СБМК-5
7.2.2. Расход рабочих компонентов при огневом бурении, кг/ч, принимается по табл. 29.
Таблица 29
Средний расход рабочих компонентов при огневом бурении
станком СБО-160/20
7.2.3. Расход материалов и бурового инструмента при ударно-канатном бурении принимается по Нормативному справочнику Союзвзрывпрома.
7.2.4. Данные для установления расхода бурения и материалов при дроблении негабарита приведены в приложении VII для каждого способа.
7.2.5. Расход смазочно-обтирочных материалов легкими перфораторами принимается по табл. 30. Количество заточек армированных буров (коронок), расход твердого сплава и буровой стали на 100 м бурения принимаются по табл. 31.
Таблица 30
Средний расход смазочно-обтирочных материалов
легкими перфораторами типа ПР-20Л (на 100 м бурения)
Примечания: 1. Для смазки перфораторов применяют:
а) машинное масло С (ГОСТ 20799-75) - в летний сезон;
б) веретенное масло 2 (ГОСТ 20799-75) или трансформаторное (ГОСТ 982-68) - в зимний сезон.
2. Для средних и тяжелых перфораторов расход материалов принимается с поправочными коэффициентами:
типа ПР-25МВ ............................. 1,3
" ПР-30В ............................. 1,4.
Таблица 31
при бурении перфораторами (на 100 м бурения)
Примечания: 1. Расход твердого сплава и буровой стали указан для буров с диаметром головки 40 мм.
2. При других диаметрах следует вводить укрупненные поправочные коэффициенты:
7.2.6. Расход топлива и смазочно-обтирочных материалов передвижными компрессорными станциями принимается по табл. 32.
Таблица 32
Среднесменный расход электроэнергии (горючего)
и смазочно-обтирочных материалов передвижными
компрессорными станциями, кг
Примечание. Расходы подсчитаны с применением следующих средних коэффициентов:
использования машин во времени ................
![]() спроса электроэнергии .........................
![]() использования по мощности двигателя
внутреннего сгорания ..........................
![]() 7.2.7. Расход ВВ определяется в соответствии с приложением VII. Расход средств взрывания при методе скважинных зарядов определяется расчетом в зависимости от схемы короткозамедленного взрывания, схемы коммутации взрывной сети, применяемых средств взрывания с учетом дублирования взрывной сети при глубине скважин более 15 м.
8.1.1. Выбор карьерного транспорта должен выполняться путем технико-экономического сравнения конкурентоспособных вариантов, с учетом требований СНиП II-46-75 "Нормы проектирования. Промышленный транспорт".
8.1.2. Основным направлением в проектировании карьерного транспорта следует считать внедрение непрерывных видов транспорта в схемах с циклично-поточной и поточной технологией - конвейерного, гидравлического, трубопроводного капсульного, конвейерных поездов, подвесных канатных дорог и др.
8.1.3. Классификация технологических горнотранспортных схем, применяющихся и могущих найти применение при разработке месторождений нерудных материалов, приведена в табл. 14.
И СХЕМ ТРАНСПОРТА
8.2.1. Критерием применения конвейерного транспорта на карьерах, как показывают опыт и экономические расчеты в СССР и за рубежом, является минимальный грузопоток 300 т/ч при 500 рабочих сменах в году.
8.2.2. На песчаных и песчано-гравийных карьерах достаточной мощности следует применять конвейерный, трубопроводный капсульный и гидравлический транспорт. Последний особенно эффективен при наличии соответствующих природных условий. На карьерах небольшой мощности целесообразно применение автомобильного транспорта и колесных погрузчиков.
8.2.3. На карьерах скальных пород, требующих для транспортировки непрерывными видами транспорта предварительного рыхления горной массы, рекомендуются схемы с размещением отделения первичного дробления на борту карьера. При этом горная масса из забоя до отделения первичного дробления подается автосамосвалами или колесными погрузчиками.
8.2.4. В последующем, по мере освоения промышленностью необходимого оборудования, следует применять схемы с самоходными дробильными агрегатами, конвейерными поездами, допускающими транспортировку горной массы без предварительного рыхления с высокой скоростью и на больших углах подъема.
8.2.5. Для удаления в отвал рыхлых вскрышных пород (без включения скальных пород) при достаточно больших объемах целесообразно применение роторных комплексов.
9.1.1. При проектировании внутрикарьерных и отвальных автомобильных дорог следует руководствоваться СНиП II-Д.5-72 "Автомобильные дороги. Нормы проектирования".
9.1.2. Классификация автомобильных дорог по назначению:
По грузонапряженности в обоих направлениях автомобильные дороги, по которым осуществляются технологические перевозки автомобилями особо большой грузоподъемности, подразделяются на категории:
III-П - 1,0 млн. т/год нетто и более;
IV-П - менее 1,0 млн. т/год нетто.
В случае осуществления таких перевозок автомобилями, соответствующими по своим параметрам (в том числе по нагрузкам на ось) требованиям ГОСТ 9314-59 "Автомобили и автопоезда. Весовые параметры и габариты", проектирование дорог следует выполнять по нормам III - V категорий соответственно расчетной интенсивности движения.
9.1.3. Проектирование постоянных автомобильных дорог должно производиться с учетом возможности использования их в период строительства. При этом желательно, чтобы в качестве покрытия временных дорог принималось основание постоянных дорог.
9.1.4. Расчетные скорости движения для определения геометрических элементов дорог принимаются по табл. 33. При обращении автомобилей большой и особо большой грузоподъемности и соответствующем технико-экономическом обосновании допускается уменьшать расчетные скорости, но не более чем на 30%.
Таблица 33
элементов автомобильных дорог
Примечание. В знаменателе указаны расчетные скорости уменьшенные на 30%, применению которых должно предшествовать технико-экономическое обоснование.
9.2.1. Наименьшие допустимые радиусы поворота кривых в плане на дорогах III-П, IV-П, внутрикарьерных и отвальных, а также наименьшие диаметры разворотных площадок принимаются по табл. 34.
Таблица 34
Минимальные радиусы поворота кривых в плане
и диаметры разворотных площадок
9.2.2. Размеры и тип разгрузочных площадок у приемных бункеров (рис. 3) назначаются в зависимости от конструкции бункера, типа принятого самосвала, интервала подхода автосамосвалов под разгрузку и принимаются по табл. 35.
![]() Рис. 3. Размеры разгрузочных площадок у приемных бункеров
1-1 - линия перелома профиля;
1 - тангенс вертикальной кривой
Таблица 35
(по проезжей части), м
9.2.3. Наибольшие продольные уклоны автодорог принимаются по табл. 36. На кривых малых радиусов продольные уклоны снижаются на следующие величины:
Таблица 36
9.3.1. Выбор типа, материала и конструкции покрытия карьерных автодорог производится с учетом их грузонапряженности, типа обращающегося подвижного состава, грунтовых и климатических условий и наличия местных дорожно-строительных материалов, на основании технико-экономического сравнения конкурирующих вариантов.
9.3.2. Постоянные дороги для движения автомобилей с обычными шинами надлежит проектировать с твердыми покрытиями, в соответствии с "Типовыми конструкциями одежд автомобильных дорог промышленных предприятий", разработанными институтом Промтрансниипроект. Все постоянные дороги, устраиваемые для вывозки скальных, щебенистых и гравелистых пород, при грузонапряженности 3 млн. т (нетто) в год следует проектировать с покрытием из местных карьерных материалов. Примерные типы дорожных покрытий приведены в табл. 37.
Таблица 37
Типы дорожных покрытий постоянных автодорог
Примечание. Типы покрытий: I - цементно-бетонное; II - асфальтобетонное или черное щебеночное, укладываемое в горячем состоянии; III - щебеночное с пропиткой или черногравийное; IV - щебеночное с поверхностной обработкой или цементно-грунтовое с поверхностной обработкой.
9.3.3. Все производственные дороги в карьерах и на отвалах при разработке мягких пород и вывозке их автомобилями-землевозами высокой проходимости на широкопрофильных шинах низкого давления или самоходными скреперами следует проектировать, как правило, в виде профилированных дорог без твердых покрытий, и только при неблагоприятных гидрогеологических условиях на таких дорогах допускаются покрытия низших типов с применением местных материалов.
9.3.4. Производственные дороги краткосрочного действия для вывозки из карьеров мягких полезных ископаемых автомобилями с обыкновенными шинами следует проектировать с покрытиями из сборно-разборных железобетонных плит.
9.3.5. Производственные дороги краткосрочного действия в пределах разработок следует проектировать в виде полосы, выровненной местными материалами, с ее уплотнением.
9.3.6. При устройстве дорожного покрытия на скальных грунтах следует после производства взрывных работ предусматривать выравнивание земляного полотна щебнем или отходами дробления толщиной слоя в среднем 15 см.
9.3.7. Для обеспечения безопасности движения автомобильные дороги обставляются дорожными знаками и сигналами и оборудуются в необходимых случаях ограждениями и направляющими устройствами в виде сигнальных столбиков. Расстановка дорожных знаков, сигналов и устройств ограждения на карьерных дорогах должна выполняться в соответствии со СНиП II-Д.5-72.
Размеры предохранительной стенки на разгрузочных площадках у приемных бункеров заводов по условиям разгрузки автосамосвалов принимаются равными:
9.3.8. Заезды на рабочие уступы, автодороги в карьере и на отвале, места погрузки и разгрузки при работе в темное время суток должны быть освещены.
9.3.9. Для обеспыливания дорожных покрытий рекомендуется предусматривать в проектах:
а) поливку дорог водой (расход воды на одну поливку 0,3 мл/м2 - для дорог с усовершенствованным покрытием и 0,5 мл/м2 - для дорог с переходным и низшим типом покрытий);
б) поливку щебеночных, гравийных и грунтовых дорог 20 - 30%-ным раствором хлористого кальция; полив предусматривать в два цикла: первый - три полива с расходом 1,2 - 2,5 л/м2, второй (через месяц после первого цикла) - один полив с расходом 0,3 - 1,0 л/м2; срок действия полива - 1,5 месяца;
в) обработку дорог пылесвязывающим веществом универсин;
г) одиночную или двойную обработку вяжущими органическими веществами грунтовых, щебеночных и гравийных дорог.
9.4.1. Выбор типа и грузоподъемности подвижного состава для перевозки горной массы производится на основании технико-экономического сравнения вариантов. При этом следует иметь в виду, что в зависимости от емкости ковша погрузочного экскаватора грузоподъемность подвижного состава должна быть не ниже приведенной в табл. 38.
Таблица 38
Рекомендуемые соотношения емкости ковша погрузочного
экскаватора и грузоподъемности подвижного состава
В ПОДВИЖНОМ СОСТАВЕ И ОБОРУДОВАНИИ
9.5.1. Среднерейсовые скорости движения автомобилей (при определении времени хода) принимаются по табл. 39.
Таблица 39
Средние технические скорости движения автомобилей, км/ч
Примечания: 1. В числителе - по дорогам с усовершенствованными типами покрытия, в знаменателе - с переходными типами покрытия.
2. Для пассажирского транспорта техническая скорость движения принимается выше на 20%.
3. Средний уклон дороги или ее участка для груженого или порожнего направления определяется по формуле
,где
9.5.2. Время погрузки подвижного состава определяется по продолжительности цикла экскаватора и количеству ковшей, вмещающихся в кузов (см. приложение III).
9.5.3. Время разгрузки, ожиданий и маневров, мин:
9.5.4. При определении рабочего парка коэффициент использования автосамосвалов при семичасовой смене принимается 0,93, при восьмичасовой - 0,94. Коэффициент суточной неравномерности перевозок принимается 1,1.
9.5.5. Инвентарный парк автосамосвалов определяется по расчетному рабочему парку и коэффициенту технической готовности:
9.5.6. Для планировки проездов в забоях предусматриваются бульдозеры из расчета один бульдозер на два рабочих экскаватора.
9.5.7. Перечень оборудования для вспомогательных работ и хозяйственных нужд приведен в табл. 40 и принимается исходя из конкретных условий строительства предприятия.
Таблица 40
Перечень оборудования для вспомогательных работ
и хозяйственных нужд
Примечания: 1. При использовании на карьерных перевозках автосамосвалов грузоподъемностью 5 - 10 тс специальные самосвалы для вспомогательных и хозяйственных нужд не предусматриваются.
2. Необходимость приобретения пожарной автомашины (или мотопомпы) устанавливается по согласованию с органами пожарной охраны и в зависимости от принятой системы пожаротушения.
3. При выборе типа оборудования следует стремиться к однотипности базовых моделей.
9.6.1. Расход дизельного топлива автосамосвалами на 100 км пробега.
9.6.2. Расход смазочных материалов в зависимости от расхода жидкого топлива, %:
консистентная смазка для всех типов автомобилей - 0,6;
масло для двигателей автомобилей: с карбюраторными двигателями - 3,5, с дизельными - 5;
трансмиссионное масло для автомобилей с числом ведущих осей: одной - 0,8, несколькими - 1,5.
9.6.3. Амортизационный пробег шин для автосамосвалов устанавливается в размере 35 - 40 тыс. км.
10.1.1. Карьерные железные дороги следует проектировать, руководствуясь СНиП II-46-75 "Нормы проектирования. Промышленный транспорт".
10.1.2. Все вновь строящиеся и реконструируемые железнодорожные пути карьеров должны проектироваться под тепловозную и электровозную тягу.
10.2.1. Среднерейсовые скорости движения для определения времени хода поезда принимаются на постоянных путях - 25 - 30 км/ч, на передвижных - 15 км/ч.
10.2.2. Время погрузки железнодорожного состава определяется по часовой производительности экскаватора.
10.2.3. Время разгрузки одного думпкара принимается равным 2 мин. При разгрузке состава в приемные бункера дробильных отделений и меньшей емкости бункеров по сравнению с емкостью состава при определении времени разгрузки составов надо исходить из производительности дробилки.
10.2.4. При определении расчетного сменного грузооборота принимается коэффициент неравномерности выдачи горной массы из карьера - 1,1.
10.2.5. Коэффициент использования подвижного состава во времени принимается 0,93.
10.2.6. Количество резервного подвижного состава принимается в соответствии с табл. 41.
Таблица 41
Резерв рабочего парка подвижного состава
10.3.1. Тяговые расчеты по движению поездов на постоянных карьерных откаточных путях должны производиться по общепринятым нормативам. Значения основных удельных сопротивлений движению приведены в табл. 42. Дополнительное удельное сопротивление движению при трогании поезда с места принимается 4 кг/т.
Таблица 42
10.3.2. При определении касательной силы тяги локомотива принимаются следующие коэффициенты сцепления: при трогании с места - 0,30, при установившемся движении - 0,22.
10.3.3. Длина тормозного пути принимается равной 300 м.
10.4.1. Расход электроэнергии и топлива на движение поездов определяется следующим расчетом:
а) механическая работа a, производимая поездом при движении в один конец, определяется по формуле (в кгм)
![]() где P - масса локомотива, т;
Q - масса вагонного состава, т;
Wо - удельное основное сопротивление движению поезда, кг/т (см. табл. 42);
i - подъем участка пути с учетом сопротивления от кривых,
L - длина участка пути, км;
б) механическая работа A, производимая поездом при перевозке горной массы Qг (в т в год), определяется по формуле (в кгм)
A = (aп + aг)Qг/Qн,
где aп; aг - механическая работа, производимая поездом за один рейс в порожнем и грузовом направлениях;
Qн - масса одного состава, т (нетто);
в) расход электроэнергии E на движение поезда при электрической тяге вычисляется по формуле (в кВт·ч)
![]() где
г) расход дизельного топлива T на движение поезда при тепловозной тяге вычисляется по формуле (в кг)
![]() где 427 - механический эквивалент 1 ккал;
10 000 - средняя калорийность дизельного топлива, ккал/кг;
В ТРАНСПОРТНЫЕ СРЕДСТВА
МИНИСТЕРСТВА ПУТЕЙ СООБЩЕНИЯ
11.1.1. В соответствии с Уставом железных дорог Союза ССР сроки погрузки вагонов механизированным способом устанавливаются расчетным путем с учетом применяемых средств механизации, устройств и сооружений, предназначенных для погрузки, и максимального использования их.
11.1.2. Расчет технического оснащения фронтов погрузки на вновь проектируемых и реконструируемых предприятиях производится в соответствии с "Методикой расчета технического оснащения фронтов погрузки-выгрузки", утвержденной Министерством путей сообщения 7 июля 1974 г.
11.1.3. Для предприятий промышленности нерудных строительных материалов характерны детерминированный режим работы внешнего транспорта и маршрутная погрузка вагонов.
Для этого случая методикой, указанной в 11.1.2, рекомендуется следующая формула для определения технической оснащенности фронтов погрузки
![]() где Z - количество погрузочных устройств или механизмов;
N - среднесуточное количество отгружаемых вагонов;
m - состав маршрута в учетных вагонах;
q - средняя статическая нагрузка учетного вагона (27 т);
aв - приведенная стоимость одного вагоно-часа простоя (0,6 руб.);
П - часовая эксплуатационная производительность погрузочного устройства или механизма, т/ч;
Kм - стоимость погрузочного устройства или механизма, руб.;
11.1.4. Погрузка готовой продукции производится, как правило, через узлы погрузки производительностью 800 - 1000 т/ч или экскаваторами с ковшами емкостью 2,5 м3 и более.
11.1.5. На рис. 4 и 5 приведены графики для определения количества узлов погрузки или экскаваторов, построенные по приведенной выше формуле. Полученные из графиков значения округляются до целого числа.
![]() Рис. 4. Техническая оснащенность фронтов погрузки
готовой продукции при использовании узлов погрузки
(П = 800 - 1000 т/ч; Kм = 80 тыс. руб.;
; )![]() готовой продукции при использовании
одноковшовых экскаваторов
; ; ); ; ; )11.1.6. Количество узлов погрузки и экскаваторов может быть увеличено против расчетного по условиям компоновки складов готовой продукции.
11.1.7. Время погрузки маршрута определяется из условия одновременной работы всех фронтов погрузки.
11.2.1. Нормы времени на погрузку готовой продукции в автомобили-самосвалы принимаются по "Справочнику единых тарифов на грузовые и пассажирские перевозки и услуги автомобильного транспорта":
12.1.1. Эффективная область применения конвейерного транспорта начинается с производительности 300 т/ч при количестве смен в году не менее 500.
Эффективность конвейерного транспорта возрастает с увеличением мощности предприятия и расстояния транспортировки. Целесообразность его применения обосновывается технико-экономическим сравнением с конкурирующими видами транспорта.
12.1.2. Максимальный размер куска при конвейерном транспорте после дробления в передвижной, полустационарной и стационарной дробилках, а также после дробления негабарита на узле грохочения не должен превышать размеров, приведенных в табл. 43.
Таблица 43
12.1.3. Для транспортирования валунно-гравийно-песчаной массы и рыхлых пород вскрыши с включением валунов необходимо из массы удалить валуны крупнее размеров, указанных в табл. 43.
12.1.4. Конвейерный транспорт валунно-гравийно-песчаной массы, добытой из-под воды, допустим только после ее обезвоживания.
12.1.5. Приводные станции мощных забойных конвейеров устанавливаются на самоходные тележки, а последние - на рельсы. Линейные и переходные секции, а также концевая станция устанавливаются на шпалы, скрепленные рельсами, по которым передвигается загрузочное устройство и которые служат для передвижки конвейера турнодозером.
12.1.6. Как правило, стационарные (магистральные) конвейеры следует устраивать открытыми, с местными укрытиями. В районах со снежными заносами стационарные (магистральные) конвейеры следует размещать в неотапливаемых галереях.
12.1.7. Элементы карьерного конвейерного транспорта принимаются по нормативам внутризаводского конвейерного транспорта.
КОНВЕЙЕРНОГО ТРАНСПОРТА
12.2.1. Ленточные конвейеры используются для транспортирования горной массы между заводскими корпусами, для передачи материала на последующую переработку внутри производственных корпусов, а также для выдачи готовой продукции на склады и погрузочные устройства.
12.3.1. Ширина конвейерной ленты определяется расчетом в зависимости от массовой или объемной производительности или принимается по табл. 44. При этом
производительность с установкой боковых роликов под углом 30° принимается для конвейеров длиннее 50 м. Кроме того, ширина ленты проверяется по крупности транспортируемого материала (см. табл. 43) и уточняется расчетом на прочность.Таблица 44
Примечание. Объемная производительность определена для материалов с углом естественного откоса в покое
.12.3.2. Тип ленты выбирается в зависимости от характеристик транспортируемого материала и условий применения конвейера по табл. VIII.3 приложения VIII.
12.3.3. Методика расчета ленточных конвейеров приведена в приложении VIII.
12.3.4. Расчет конвейеров с шириной ленты 1600 и 2000 мм длиннее 100 м и конвейеров с меньшей шириной ленты длиннее 800 м производится по точкам по методике института ВНИИПТмаш (Машины непрерывного транспорта. Под ред. В.И. Плавинского. М., "Машиностроение", 1969).
12.3.5. Ширина конвейерных лент в соответствии с ГОСТ 10624-63 и нормативами СЭВ и ИСО принимается равной 500, 650, 800, 1000, 1200, 1400, 1600, 1800 и 2000 мм.
12.3.6. Толщина обкладок ленты принимается в зависимости от крупности и абразивности транспортируемого материала.
Толщина ленты суммируется из толщины прокладок и обкладок. Толщина прокладок приведена в табл. VIII.3 приложения VIII.
12.4.1. Трасса конвейера должна иметь минимальное число перегибов. Конвейеры со средним углом наклона менее максимально допустимого выполняются на надземном участке горизонтальными с дальнейшим переходом на максимально допустимый уклон.
12.4.2. Выбранные длина и высота транспортирования должны обеспечиваться стандартным оборудованием (тяговая способность привода и прочность ленты).
12.4.3. Рекомендуемые максимальные углы наклона ленточных конвейеров в зависимости от транспортируемого материала, град:
камень дробленый крупностью, мм:
до 350 ....................................... 16
" 150 ....................................... 18
щебень рядовой крупностью до 70 мм ............. 20
" сортированный ........................... 18
гравийно-валунная масса крупностью, мм:
до 300 ....................................... 14
" 150 ....................................... 16
гравий сортированный ........................... 16
гравийно-песчаная масса с содержанием песка, %:
до 50 ....................................... 18
более 50 ..................................... 20
песок влажностью, %:
до 5 ....................................... 20
5,1 - 12 ................................... 18
более 12 ................................... 14
глина сухая комовая 18
Предельный угол наклона ленточных конвейеров, работающих под уклон, должен быть меньше на 6 - 8°, чем у конвейеров, транспортирующих соответствующие материалы на подъем, но не более 10 - 12°.
12.4.4. Для выпуклых и вогнутых криволинейных участков конвейера (при переходе от наклонного участка на горизонтальный и наоборот или при переходе от одного угла наклона к другому) принимаются наименьшие радиусы по табл. 45 и 46, соответственно в зависимости от типа и ширины ленты и угла наклона боковых роликов роликоопор средней части конвейера.
Таблица 45
Наименьший радиус выпуклых участков, м
Таблица 46
Примечание. Для конвейеров с приводом мощностью 100 кВт и более радиус вогнутых участков определяется расчетом. Методика их расчета и построения криволинейных участков приведена в приложении VIII.
12.4.5. Натяжное устройство для конвейеров средней длины и мощности (до 250 м), как правило, размещается в хвостовой части конвейера. Тип устройства - винтовое или тележечное. Для более длинных конвейеров натяжное устройство располагается на первой трети длины конвейера от головного (приводного) барабана. Тип устройства - лебедочное или вертикальное (определяется по табл. 47).
Таблица 47
Типы натяжных устройств
Примечания: 1. Вертикальное натяжное устройство рекомендуется применять при транспортировании незагрязненных материалов.
2. Ход натяга грузовых и лебедочных натяжных устройств определяется в соответствии с приложением VIII.
12.4.6. Для конвейеров с разгрузочными барабанными тележками принимается натяжное устройство тележечного или вертикального типа независимо от длины конвейера.
12.5.1. Скорость ленты должна соответствовать следующему ряду скоростей: 0,5; 0,63; 0,8; 1,0; 1,25; 1,6; 2,0; 2,5; 3,15 м/с. Допускается отклонение от указанных скоростей в пределах +/- 10%.
12.5.2. Допустимые (наибольшие) скорости движения ленты в зависимости от транспортируемого материала и ширины ленты, при отсутствии промежуточной загрузки и разгрузки конвейера, приведены в табл. 48.
Таблица 48
Допустимые наибольшие скорости движения ленты, м/с
12.5.3. В особых случаях рекомендуется принимать следующие скорости лент, м/с:
для породоотборных конвейеров ........................... 0,5
при транспортировке сильно пылящих материалов ........... 0,5 - 0,8
" загрузке конвейера в нескольких точках ............. 0,8 - 1,6
" наличии разгрузочной тележки ....................... 1,25 - 2,0
" наличии плужкового сбрасывателя ..................... 0,5 - 1,0
" установке на конвейере ленточных весов типа ЛТМ ..... до 2,5
12.5.4. Скорость движения ленты при транспортировке материала вниз не должна превышать 1,5 м/с.
12.6.1. Основные места очистки ленточных конвейеров от налипающего материала:
поверхности ленты: рабочая у разгрузочной (головной) части конвейера и нерабочая у натяжной (хвостовой) части; поверхности всех барабанов.
12.6.2. Барабаны очищаются прижимными металлическими скребками с обеспечением вывода материала из межленточного пространства по лоткам.
12.6.3. Для очистки рабочей поверхности лент следует применять прижимные скребки, механические вращающиеся очистители (капроновые или металлические щетки и лопастные очистители), гидросмыв ленты.
12.6.4. Двойные прижимные скребки рекомендуются при транспортировании сухих (влажность до 3%) сортированных материалов крупнее 20 мм из изверженных и метаморфических пород, высокопрочных песчаников, валунов и гравия.
12.6.5. Механические вращающиеся очистители устанавливаются при транспортировании материалов из осадочных пород с такими же характеристиками, что и п. 12.6.4.
12.6.6. Допускается применение механических очистителей при транспортировании всех других более липких материалов в случае отсутствия использования производственной воды для промывки готовой продукции или очистки аспирируемого воздуха.
12.6.7. Для условий, указанных в п. 12.6.6, в целях уменьшения количества просыпи по длине галереи, у разгрузочной части конвейеров длиной 50 м и более рекомендуется предусматривать переворачивание холостой ветви ленты на 180° (рабочей поверхностью вверх) с помощью специального устройства из нестандартных роликов (авторское свидетельство N 326110), разработанного ИГД Министерства черной металлургии (г. Свердловск). При этом для исключения стряхивания просыпи через края ленте придается слегка желобчатая форма установкой через две-три прямые роликоопоры одной стандартной. У натяжной (концевой) части конвейера лента вторым устройством переворачивается в исходное положение.
12.6.8. При транспортировании особо липких материалов (песчаные и песчано-гравийные смеси с содержанием глинистых частиц более 3%), рядовых кусковых материалов крупностью до 40 мм, рядовых крупно- и среднекусковых материалов (0 - 40 - 400 мм) из осадочных пород и классифицированных материалов крупностью до 20 мм из осадочных пород рекомендуются комбинированные способы очистки - механические вращающиеся очистители и гидросмыв ленты.
12.6.9. Во всех случаях применяется гидросмыв ленты с предварительной ее очисткой и последующим снятием влаги двойными прижимными скребками.
12.6.10. Расход воды на гидросмыв ленты:
12.6.11. Нерабочая сторона ленты очищается от материала, просыпавшегося на холостую ветвь ленты, прижимным плужковым очистителем, установленным в хвостовой части конвейера, перед натяжным или концевым барабаном.
12.6.12. Снятый с ленты материал (просыпь) направляется через перегрузочный узел в основной поток транспортируемого материала.
12.6.13. Под разгрузочной частью конвейера устраивается воронка для сбора и отвода просыпи такой конструкции, чтобы она примыкала к перегрузочному узлу и охватывала отклоняющий барабан. Плоскости скольжения воронок для сухой просыпи должны иметь углы наклона к горизонту не менее 60°.
12.6.14. У разгрузочной части в местах переворота ленты устанавливается ленточный или скребковый подборщик просыпи.
Лента ленточного подборщика укладывается под конвейером в желобе и периодически по мере накопления просыпи сматывается на бобину, установленную в воронке для сбора просыпи, куда последняя и ссыпается с ленты. Скребковый подборщик нижней ветвью транспортирует просыпь по желобу в сборную воронку.
12.6.15. Для облегчения ручной уборки просыпи во всех перегрузочных узлах в уровнях полов предусматриваются "окна" с приемным желобом, герметизированные резиновыми шторами.
12.6.16. Под пластинчатыми питателями тяжелого типа, подающими исходную горную массу на первичное (крупное) дробление для отвода просыпи на ленточный конвейер, устанавливаются сборные воронки. При этом воронка должна быть шире, чем полотно питателя, на 200 мм; передняя стенка воронки вплотную примыкает к перегрузочному узлу с питателя в дробилку или на грохот; задняя стенка охватывает натяжную звездочку с зазором 200 - 300 мм, верхняя кромка задней стенки выводится до уровня полотна питателя; стенки выполняются из листов Ст 0 толщиной 3 - 5 мм, крепящихся на каркасе из уголков.
12.6.17. Системы мокрой уборки просыпи предусматриваются в проектах заводов, использующих производственную воду для промывки готовой продукции или очистки аспирируемого воздуха. Просыпь убирается смывом напорной водой (3 - 4 кгс/см2) по наклонным чистым полам и лоткам.
12.6.18. Пульпа от гидросмыва ленты собирается в воронке и отводится по пульпопроводу или в зумпф смывного вертикального насоса, или в металлический желоб, установленный под ленточным конвейером для сбора и смыва просыпи в галереях.
12.6.19. Для уборки просыпи в наклонных галереях на полу под холостой ветвью на всю ширину конвейера устраивается металлический желоб криволинейного сечения. По этому желобу просыпь периодически смывается вручную или автоматически в предыдущий корпус и по системе дренажа отводится в зумпф смывного насоса.
12.6.20. Под пластичными питателями, работающими в условиях, отличающихся от п. 12.6.16, предусматриваются желоба, по которым просыпь периодически или постоянно смывается водой.
12.6.21. В местах скопления просыпи полы и желоба выполняются с повышенными уклонами: для полов 3 - 5%, для лотков 5 - 10%, в зависимости от крупности просыпи. Лотки перекрываются съемными решетками с отверстиями размером 40 мм.
12.6.22. Для сбора смывных пульп с крупностью частиц до 5 мм вблизи мест скопления просыпи устраиваются зумпфы вертикальных песковых насосов.
12.6.23. Уборка смытой с полов крупнокусковой просыпи (до 40 мм) осуществляется механическими способами: моторным грейфером емкостью 0,4 м3 или перфорированным (размер отверстий 7 - 8 мм) контейнером - 1 - 1,5 м3.
12.6.24. Моторные грейферы предусматриваются при больших объемах просыпи в основных корпусах, а контейнеры преимущественно при малых объемах просыпи в небольших корпусах и перегрузочных узлах с двумя приводами конвейеров.
12.6.25. При проектировании механической уборки крупной просыпи зумпфы вертикальных насосов должны блокироваться с приямками для моторного грейфера или контейнера с исключением смежной стенки. При этом в случае блокировки с приямком для моторного грейфера дно зумпфа предусматривается выше дна приямка, а в случае блокировки с приямком для контейнера - ниже. Сливные пульпы в приямок моторного грейфера и в контейнер подводятся по лоткам.
12.6.26. Крупная просыпь из грейфера и контейнера, перемещаемых краном или талью, разгружается в бункер с питателем, устанавливаемым над конвейером, подающим материал в процесс на переработку или в отходы.
12.7.1. Для вертикального перемещения песка и малоабразивных гравия и щебня крупностью до 40 мм могут использоваться ленточные и цепные элеваторы.
12.7.2. Рекомендации по выбору типа элеватора в зависимости от характера перемещаемого материала приведены в табл. 49.
Таблица 49
Выбор типа элеватора
12.7.3. Методика расчета производительности элеваторов приведена в приложении IX.
1.8.1. Выбор типа питателя и его ширины производится по табл. 50 в зависимости от транспортируемого материала (крупность, насыпная масса, абразивность, влажность и др.), производительности, точности дозировки и диапазона ее регулирования.
Таблица 50
Рекомендации к выбору типа питателя
12.8.2. Длина пластинчатого питателя определяется исходя из конструкции и объема приемного бункера и возможности обслуживания грузоподъемными средствами приводной и натяжной головок.
12.8.3. Методика расчета производительности питателей приведена в приложении X.
12.8.4. Типоразмеры пластинчатого питателя в зависимости от головной дробилки и вида карьерного транспорта принимаются по табл. 51.
Таблица 51
Рекомендуемые рабочие параметры пластинчатых питателей
СТРОИТЕЛЬНЫХ МАТЕРИАЛОВ
13.1.1. При проектировании современных предприятий технологическая схема производства должна выбираться на основании технологических исследований полезного ископаемого месторождения, намечаемого к разработке; с учетом его качественной характеристики и требований, предъявляемых стандартами и техническими условиями к готовой продукции.
При отсутствии данных технологических исследований схемы переработки могут приниматься по действующим аналогам с учетом приведенных ниже рекомендаций.
13.1.2. Выбор оптимальной схемы переработки технологических параметров работы оборудования рекомендуется осуществлять на основе технологических расчетов с использованием ЭВМ.
13.1.3. Производство щебня из скальных пород проектируется, как правило, по трехстадийной схеме дробления с замкнутым циклом на третьей стадии. Выпуск мелких фракций принимается не менее 70%. В качестве дробильных машин рекомендуется применять щековые и конусные дробилки для переработки прочных абразивных пород и дробилки ударного действия для однородных малоабразивных пород.
13.1.4. При содержании в исходной горной массе класса 0 - 150 мм в количестве 40% и более перед крупным дроблением рекомендуется применять операцию предварительного грохочения.
13.1.5. Для улучшения качества продукции в схему включаются операции выделения карьерных или первичных отходов, сухого или мокрого способа очистки щебня от загрязняющих примесей. В зависимости от степени промывистости материала (легко-, средне- и труднопромывистый) промывка щебня выполняется на грохотах, в корытных или вибрационных промывочных машинах.
13.1.6. Для получения высокомарочного щебня из неоднородных по прочности карбонатных пород рекомендуется предусматривать двухпоточные технологические схемы.
13.1.7. Технологические схемы щебеночных заводов должны предусматривать возможность полной утилизации отходов.
13.1.8. При соответствующем обосновании в схему могут включаться специальные операции для получения щебня кубовидной формы, обогащения щебня по прочности.
13.1.9. Современные технологические схемы производства гравия, щебня из гравия и песка необходимо разрабатывать применительно к качественной характеристике валунно-гравийно-песчаных месторождений и содержания в них валунно-гравийной массы. Причем должны учитываться возможные колебания зернового состава горной массы по классам крупности и загрязненности как в целом по месторождению, так и отдельным его участкам.
13.1.10. Основной операцией, обеспечивающей качество гравия, щебня из гравия и песка, является в настоящее время промывка. Так же как и в схемах щебеночных заводов, эта операция выполняется в зависимости от степени промывистости материала на грохотах, корытных и вибрационных промывочных машинах. Причем корытные мойки рекомендуется устанавливать в схемах для переработки среднепромывистых материалов крупностью до 40 мм или труднопромывистых до 20 мм, а вибромойки для средне- и труднопромывистых материалов - крупностью до 150 мм.
13.1.11. Схемой должно предусматриваться, как правило, получение природного обогащенного песка, а при соответствующем обосновании - природного фракционированного, дробленого или дробленого фракционированного песка.
13.1.12. Технологические схемы должны обеспечивать гибкость в перенастройке процесса за счет оптимизации параметров работы принятого к установке оборудования, заданный ассортимент и качество продукции при максимальном ее выходе.
13.1.13. Технологические схемы для производства высококачественных заполнителей бетона должны базироваться на новом и модернизированном оборудовании, таком, как щековые дробилки типа ШДП-90 x 120, ШДП-120 x 150 и ШДП-150 x 210, конусные дробилки грубого и тонкого дробления с диаметром конуса от 900 до 3000 мм, дробилки ударного действия крупного и среднего дробления, грохоты с увеличенной просеивающей поверхностью (не менее 8 - 10 м2), вибрационные и корытные промывочные машины производительностью до 100 м3/ч, спиральные классификаторы песка с диаметром спирали до 1500 мм, гидравлические и многокамерные классификаторы и т.д.
13.1.14. По мере освоения промышленностью нового оборудования в схемах должны предусматриваться аппараты глубокого обезвоживания щебня, гравия, песка до влажности, безопасной от смерзания, отсадочные машины для обогащения щебня (гравия) по прочности, грохоты с просеивающей поверхностью 20 и 30 м2, вибромойки производительностью 200 м3/ч, грануляторы щебня и т.д.
13.2.1. Мощность щебеночного завода (Qгот) по готовой продукции (щебню) рассчитывается по производительности дробилки крупного дробления (первой стадии дробления) по формуле
![]() где Qд - производительность дробильного оборудования при размере выпускных щелей, обеспечивающих максимальный выход готовой продукции, м3/ч; производительность оборудования определяется расчетом на основании паспортных данных с учетом характеристики дробимого материала (см. приложение XIV);
Tч - годовой фонд чистого времени работы оборудования, ч:
Tч = TKв,
где T - годовой фонд рабочего времени (принимается по табл. 1), ч;
Kв - коэффициент использования оборудования во времени (принимается по табл. 52) с учетом насыщенности технологической линии завода оборудованием и характеристики перерабатываемого материала; проектные решения должны обеспечивать значение Kв не менее 0,85;
Kн - коэффициент неравномерности подачи материала в зависимости от производственной мощности предприятия:
Таблица 52
во времени Kв
Примечание. Под количеством оборудования в технологических линиях понимается максимальное число машин и транспортных средств, последовательно установленных между промежуточными емкостями и складами готовой продукции, остановка которых вызывает прекращение работы завода с потерей его производственной мощности 50% и более. Объем промежуточной емкости принимается не менее 0,5 ч работы завода.
Таблица 53
13.2.2. При установке на первой стадии дробления дробилок ударного действия производственная мощность щебеночного предприятия принимается по табл. 2 и уточняется расчетом в соответствии с характеристикой исходной горной массы в увязке с оптимальными рабочими параметрами дробильного оборудования.
13.2.3. Мощность гравийно-песчаного завода по готовой продукции Qгот (щебень, гравий и песок) определяется производительностью дробилок мелкого дробления и рассчитывается по формуле
![]() где
Остальные значения параметров, входящих в формулу, приведены выше.
13.2.3. Производительность завода по исходной горной массе определяется по формуле (в тыс. м3 в год)
![]() 14.1.1. Выбор и расчет основного технологического оборудования производится в соответствии с принятой технологической схемой по максимальной часовой нагрузке на технологические операции и в зависимости от крупности и физико-механических свойств перерабатываемого материала.
14.1.2. Установка резервного оборудования должна быть обоснована проектом.
14.1.3. Максимальная часовая нагрузка (qоп) на технологические операции определяется по формуле (в т/ч)
![]() Значение коэффициента Kн принимается равным единице - при условии подачи материала на операции после промежуточных складов или промежуточных бункеров; при отсутствии в технологической схеме указанных емкостей значение Kн принимается по п. 13.2.1.
ЗАГРУЖАЕМОГО КУСКА И ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТИ
14.2.1. Дробилки, устанавливаемые на последовательных стадиях дробления, должны быть увязаны между собой по производительности и размеру куска в питании и продуктах разгрузки. Максимальный размер куска в разгрузке предыдущей дробилки не должен превышать допустимую крупность в питании последующей дробилки, принимаемую равной 0,8 - 0,85 ширины ее приемного отверстия.
14.2.2. Рекомендуемые сочетания дробилок на разных стадиях дробления для щебеночных и гравийно-песчаных заводов приведены в табл. 54, 55 и 56. Работа дробилок третьей стадии дробления предусматривается в замкнутом цикле.
Таблица 54
при переработке однородных абразивных пород
--------------------------------
Таблица 55
при переработке однородных малоабразивных пород
Примечания к табл. 54 и 55: 1. Двухстадийная схема дробления рекомендуется при выпуске продукции до 70 мм и выходе мелких фракций щебня до 30%.
2. В скобках указаны заводские индексы оборудования.
3. Применение дробилок СМД-111 и СМД-118 намечается после их серийного производства.
Таблица 56
при переработке гравийно-песчаной массы
Примечания: 1. Рекомендуемые сочетания дробилок даны для технологических схем с раздельной выдачей щебня и гравия.
2. Двухстадийная схема может применяться при выпуске щебня из гравия крупностью до 40 мм, а трехстадийная - до 20 мм.
3. Применение дробилок СМД-110 и СМД-111 намечается после их серийного производства.
14.3.1. Выбор типа грохотов определяется: назначением операции, границей разделения, требуемыми эффективностью и производительностью, физико-механическими свойствами материала (максимальная крупность, гранулометрический состав, влажность, содержание глины), а также условиями работы (табл. 57).
Таблица 57
Выбор типа грохота
14.3.2. Грохоты должны оснащаться ситами, выполненными из стальной износостойкой проволоки.
С целью увеличения срока службы сит рекомендуется оснащать грохота резиновыми ситами для грохочения материала: по dгр = 20 мм и dгр = 40 мм - ячейковыми, по dгр = 10 мм - струнными типа "Каскад" конструкции института ВНИИнеруд, по dгр = 5 мм - струнными конструкции института ВНИПИИстромсырье или Укрнииуглеобогащение.
14.4.1. Тип промывочной машины выбирается в зависимости от промывистости и крупности материала.
14.4.2. Промывистость - свойство материала очищаться от загрязняющих примесей под действием водной среды и механических воздействий. Параметры промывистости материала устанавливаются по результатам опытной его промывки. При отсутствии опытных данных оценка промывистости материала принимается по табл. 58.
Таблица 58
--------------------------------
<*> Определяются по методике института ВНИИнеруд. Классификация материалов по промывистости разработана Гуревичем В.Г.
14.4.3. Область применения промывочных машин в зависимости от степени промывистости материала, необходимое время его промывки и нормы расхода воды приведены в табл. 59.
Таблица 59
Примечания: 1. Расход воды на ополаскивание материала на грохотах принимается равным 0,25 - 0,5 м3/т, причем верхний предел принимается для труднопромывистых материалов.
2. Мутность оборотной воды, используемой в технологическом процессе, должна быть не более 2 г/л.
После промывки в специальных аппаратах (корытные мойки, скрубберы, вибромойки) материал рекомендуется ополаскивать на грохотах, совмещая эту операцию с предварительным или товарным грохочением.
14.4.4. Значения эффективности работы промывочных машин указаны в табл. 60.
Таблица 60
14.5.1. Угол наклона ребра, образованного двумя соседними стенками приемного бункера, должен быть не менее 45°, а для влажных пород и пород, содержащих глинистые включения, - не менее 55° с применением воздушного обогрева стенок бункера.
14.5.2. Параметры фронтов разгрузки приемных бункеров горной массы принимаются по табл. 61.
Таблица 61
Параметры фронтов разгрузки приемных бункеров горной массы
Примечания: 1. Число мест разгрузки для заводов мощностью более 2000 тыс. м3 в год определяется проектом в зависимости от типа и количества оборудования первичного дробления.
2. Ширина фронта разгрузки принимается не менее 4,5 м для автосамосвалов типа КрАЗ и 6 м - типа БелАЗ.
3. Ширина фронта разгрузки при железнодорожном транспорте - по длине вагона между осями автосцепок.
14.5.3. Высота выпускного окна определяется конструктивно и принимается равной не менее двух кусков максимальной крупности.
14.6.1. Типы промежуточных бункеров и складов, область их применения и их емкость выбираются по табл. 62.
Таблица 62
Промежуточные бункера и склады
Примечания: 1. Железобетонные бункера ящичного типа применяются при аккумулировании хорошо сыпучего материала.
2. Высота промежуточных бункеров всех типов при заполнении бункеров реверсивным ленточным конвейером или сбрасывающей тележкой определяется из условия возможности пересыпания материала в соседние отсеки при остановке любой технологической нитки (линии) после бункеров.
3. Включение в технологическую схему заводов промежуточных складов и их использование (открытые, закрытые отапливаемые и неотапливаемые) должно быть обосновано проектом с учетом характеристики хранимого материала и климатических условий.
14.6.2. Углы наклона стенок бункеров принимаются из условий, исключающих зависание хранимого в них материала. При этом угол наклона ребра, образованного двумя соседними стенками, должен быть не менее значений, приведенных в п. 14.5.1.
С КРУГЛОГОДОВЫМ РЕЖИМОМ РАБОТЫ
14.7.1. Емкость складов готовой продукции определяется исходя из производительности завода и допустимого перерыва в подаче подвижного состава под погрузку, с учетом, что в дальнейшем форсирование погрузки позволит отгрузить со складов накопившийся запас готовой продукции вместе с очередной выработкой.
14.7.2. Рекомендуемые емкости складов в зависимости от производительности завода приведены в табл. 63.
Таблица 63
Рекомендуемые емкости складов готовой продукции
для заводов с круглогодовым режимом работы
Примечания: 1. Рекомендуемые емкости складов приведены для заводов с отгрузкой готовой продукции на железную дорогу.
2. При отгрузке готовой продукции на автотранспорт емкость складов принимается в зависимости от конкретных условий (расстояния и скорости транспортировки, производительности по отгрузке, грузоподъемности автомашин и т.п.).
14.7.3. В тех случаях, когда в связи с перевозкой сезонных грузов (зерно, овощи и др.) возможны длительные перерывы в подаче порожняка, необходимо предусматривать резервные площади для размещения аварийных складов готовой продукции; размеры площадей обосновываются проектом в каждом конкретном случае.
14.7.4. При неравномерной отгрузке готовой продукции в течение года емкость складов определяется с учетом графика ее отгрузки.
ДЛЯ ЗАВОДОВ С СЕЗОННЫМ РЕЖИМОМ РАБОТЫ
14.8.1. Емкость складов готовой продукции определяется исходя из обеспечения нормального круглогодового снабжения потребителей с учетом снижения потребления в зимний период.
14.8.2. Необходимая емкость складов, м3, при круглогодовой отгрузке готовой продукции с учетом неравномерности потребления песка и гравия в течение года определяется по формуле (отдельно для каждого вида продукции)
Vск = pQп(365 - n)/365,
где Qп - годовая производительность завода по выпуску вида продукции (щебень, гравий, песок), м3;
p - коэффициент снижения потребления данного вида продукции в зимний период, доли единицы; принимается в зависимости от конкретных условий потребления; при отсутствии данных об условиях потребления p принимается равным 0,6;
n - продолжительность сезона работы, календарные дни.
14.9.1. Типы складов и область их применения указаны в табл. 64.
Таблица 64
Типы открытых складов готовой продукции
14.9.2. Для сохранения качества готовой продукции на складах предусматриваются:
разделительные стенки, исключающие смешивание различных фракций продукции;
размещение рядом, как правило, смежных по крупности фракций.
14.10.1. Для сохранения качества готовой продукции на складах следует предусматривать основание:
для заводов с круглогодовым режимом работы - из хранимого материала, укладываемого в корыто; применение бетонного основания обосновывается проектом;
для заводов с сезонным режимом работы и круглогодовой отгрузкой готовой продукции - из хранимого материала, укладываемого в корыто.
14.10.2. При складировании промытой продукции на складах необходимо предусматривать дренажную систему.
14.11.1. Основой компоновки заводов являются максимальная блокировка технологических операций, сокращение протяженности конвейерных линий и количества конвейеров, уменьшение числа перегрузочных узлов, обеспечение удобства обслуживания и ремонта оборудования. При этом должны быть соблюдены действующие правила безопасности и промышленной санитарии.
14.11.2. Достижение максимальной блокировки оборудования в минимальном количестве производственных корпусов должно осуществляться за счет применения высокопроизводительного оборудования и его рационального размещения, самотечного, крутонаклонного и вертикального транспорта.
14.11.3. Оборудование, выполняющее одинаковые технологические операции, следует располагать в одном корпусе и по возможности на одной отметке с общим обслуживающим проходом.
14.11.4. При компоновке технологического оборудования в количестве более двух, выполняющего одинаковые операции, следует предусматривать возможность его работы в независимых технологических линиях.
14.11.5. Технологическое оборудование размещается на открытых площадках в неотапливаемых или отапливаемых зданиях, преимущественно павильонного типа, с установкой его на площадках, не связанных с ограждающими конструкциями. Размещение на открытых площадках или в зданиях принимается в зависимости от типа оборудования, режима работы и климатических условий.
Перечень технологического оборудования, рекомендуемого к размещению на открытых площадках и в неотапливаемых зданиях облегченного типа, и условия его размещения приведены в табл. 65.
Таблица 65
Перечень технологического оборудования,
рекомендуемого к установке на открытых площадках
или в неотапливаемых зданиях облегченного типа
Таблица 66
14.11.6. Тяжелое дробильное оборудование следует располагать на фундаментах, не связанных с несущими строительными конструкциями зданий, с применением виброизоляции.
14.11.7. Грохоты и другое оборудование необходимо размещать на отдельно стоящих площадках, исключающих передачу вибрации на несущие конструкции зданий, при этом необходимо предусматривать специальные меры для уменьшения вредного воздействия вибрации и шума на обслуживающий персонал.
14.11.8. Нормы производственной площади на единицу основного технологического оборудования, устанавливаемого в закрытых корпусах, с учетом соблюдения указанных правил, а также размещения необходимых вспомогательных служб, приведены в табл. 66.
14.12.1. Статические и динамические нагрузки от технологического оборудования на строительные конструкции определяются по данным заводов-изготовителей, ГОСТов, каталогов в увязке с конструктивно-компоновочными решениями производственных корпусов и в соответствии со СНиП II-6-74, ч. II, раздел А.
14.12.2. При определении нормативной вертикальной нагрузки от оборудования на перекрытие учитываются: собственная масса оборудования (включая привод, постоянные приспособления и опорные устройства); масса материала, находящегося в рабочей зоне машины, или транспортируемого груза; вертикальные нагрузки, передаваемые от другого оборудования, коммуникаций, обслуживающих площадок и т.п.; условия эксплуатации. При этом масса материала принимается в соответствии с предельным объемом заполнения, возможным при эксплуатации оборудования; масса транспортируемого груза принимается равной номинальной грузоподъемности подъемно-транспортного оборудования; собственная масса погрузчиков и других машин учитывается в рабочем (снаряженном) состоянии.
14.12.3. Сосредоточение нагрузки привязываются к разбивочным осям здания и к отметкам перекрытий с указанием габаритов оборудования и других условий приложения нагрузок.
14.12.4. Коэффициенты перегрузки для статических нагрузок от оборудования (без учета динамического воздействия) принимаются следующие:
собственная масса стационарного оборудования
(включая массу привода, постоянных
приспособлений и опорных устройств) ................... 1,2
масса теплоизоляции оборудования ..................... 1,2
" материала в рабочей зоне оборудования:
жидкостей ....................................... 1,1
суспензий, шламов и сыпучих материалов ......... 1,2
нагрузки от погрузчиков и каров ................. 1,3
14.12.5. Динамические нагрузки от оборудования устанавливаются в соответствии с указаниями заводов-изготовителей и действующих нормативных документов по проектированию и расчету несущих конструкций зданий под оборудование с динамическими нагрузками.
Значения коэффициентов динамичности для дробильного оборудования приведены в табл. 67.
Условные коэффициенты динамичности:
ленточные конвейеры:
средняя часть, натяжные и концевые станции,
разгрузочные тележки ........................... 1,3
приводные станции ............................... 1,5
пластинчатые питатели ........................... не менее 1,5
14.12.6. Динамическое воздействие вертикальных нагрузок от погрузчиков и каров допускается учитывать путем умножения расчетных статических нагрузок на коэффициент динамичности 1,1.
14.12.7. Нагрузки на ремонтно-монтажные площадки определяются в соответствии с массой узлов, запасных частей и деталей оборудования при выполнении ремонтных и монтажных работ.
14.12.8. Динамические нагрузки от грохотов, устанавливаемых на пружинных виброизоляторах, принимаются равными 2,5.
14.12.9. При наличии динамических нагрузок в заводских характеристиках следует принимать их значения.
Таблица 67
Примечание. Значения динамических нагрузок уточняются по данным заводов-изготовителей.
15.1.1. При конструировании перегрузочных узлов должны учитываться характер транспортируемого материала, его крупность и влажность. Узел должен обеспечивать свободное перемещение по нему материала, исключать его заклинивание или зависание и быть износоустойчивым, шумо- и пылеизолированным.
15.1.2. Для защиты оборудования и придания нужного направления потокам материала в местах примыкания перегрузочных узлов к оборудованию выполняются "гасительные коробки", днище которых частично или полностью перекрывает сечение подающего желоба.
15.1.3. Перегрузочные узлы должны быть расчленены на части, обеспечивающие удобство их монтажа, ремонта и доступа к основному оборудованию. Соединения часто снимаемых частей выполняются быстроразъемными.
15.1.4. В целях экономии металла внутренние рабочие поверхности узлов для защиты от абразивного износа материала следует выполнять "ребристыми", с "карманом" для создания защитного слоя из транспортируемого материала или футеровать каменным литьем.
15.1.5. Для уменьшения пылевыделения фланцевые соединения отдельных частей перегрузочных узлов уплотняются резиновыми прокладками, а места примыкания к основному оборудованию - гибкими манжетами из прорезиненных тканей. Места загрузки материала на ленточные конвейеры укрываются герметизированными бортами.
15.1.6. Внешние поверхности перегрузочных узлов покрываются специальными противокоррозионными и противошумными покрытиями, периодически возобновляемыми в процессе эксплуатации.
15.1.7. Желоба двурукавных перегрузочных узлов для обеспечения переключения потоков материала оборудуются заслонками с электрическим приводом.
15.2.1. Для прямоугольных желобов в зависимости от крупности перемещаемого сыпучего материала рекомендуются следующие размеры B x H (ширина и высота):
15.2.2. Рекомендуемые углы наклона желобов прямоугольного сечения в зависимости от транспортируемого материала, град:
гравий сортированный крупностью, мм:
5 - 20 .................................................... 40 - 45
20 - 70 ................................................... 35 - 40
щебень сортированный (5 - 20; 20 - 40; 40 - 70; 70 - 120 мм) .. 40
щебень рядовой ................................................ 45
камень дробленый крупностью 0 - 300 мм ........................ 35 - 40
песок:
сухой ..................................................... 40
естественной влажности .................................... 50 - 55
влажностью 12 - 18% ....................................... 60 - 70
гипс дробленый ................................................ 55
известняковая мука ............................................ 55 - 60
При применении ребристой футеровки (см. 15.3) угол наклона плоскостей скольжения к горизонту должен быть увеличен на 5 - 7°.
15.2.3. При трапецеидальном сечении желоба в местах пересечения двух наклонных стенок образуется двугранный угол, ребро которого наклонено к горизонту под углом
![]() Рис. 6. Номограмма для определения углов наклона
стенок перегрузочных воронок
Пример 1:
; ;найти
; ; найти ![]() 15.2.4. Рекомендуемые расстояния между осью приводного барабана конвейера и передней стенкой приемной воронки:
15.2.5. Рекомендуемая высота направляющих бортов ленточных конвейеров в зависимости от крупности материала:
15.3.1. Толщина футеровки бункеров и перегрузочных узлов приведена в табл. 68.
Таблица 68
Толщина футеровки бункеров и перегрузочных желобов, мм
Примечания: 1. Толщина футеровки дана из условия одновременного действия удара и истирания.
2. Футеровка каменным литьем - плитками толщиной 20 - 30 мм, укладываемыми на цементном растворе (рис. 7, б), - применяется при наличии в материале глинистых примесей свыше 2% и при небольших ударных нагрузках (высота падения материала не более 2 м).
![]() а - ребристая; б - каменным литьем: 1 - несущий лист
рабочей поверхности; 2 - ребро (ст. 3); 3 - постель
из транспортируемого материала; 4 - плитки каменного
литья; 5 - цемент; 6 - уголок
15.3.2. Ширина листов из прокатной стали не должна превышать 800 мм, а ширина литых стальных плит - 1200 мм. Длина листов и плит выбирается исходя из грузоподъемности подъемно-транспортных средств в надбункерном помещении.
15.3.3. Под футеровкой бункеров для крупнокускового материала (0 - 1200 мм) необходимо предусматривать деревянные прокладки толщиной 150 - 180 мм.
15.3.4. Футеровка из листовой прокатной стали толщиной до 40 мм крепится сваркой, а толщиной более 40 мм из литых стальных плит - сквозными сменными черновыми болтами с потайными головками. Диаметр болтов должен быть не менее 36 мм. В местах с повышенным износом футеровку необходимо предусматривать съемной.
16.1.1. Годовой расход брони для щековых дробилок подсчитывается исходя из удельных расходов брони на 1 т перерабатываемого материала, принимаемого по табл. 69.
Таблица 69
(по данным ВНИИстройдормаша), г/т
16.1.2. Расход смазочных материалов (в кг/год) для щековых дробилок приведен в табл. 70.
Таблица 70
Расход смазочных материалов для щековых дробилок
на подшипниках качения при трехсменном режиме работы,
кг/год
Примечание. Расход воды для маслоохладителя к дробилкам 1500 x 2100 x 180 составляет 10 м3/ч. Охлаждение маслосистемы щековых дробилок 900 x 1200 x 130 и 1200 x 1500 x 150 не предусматривается. Вода, подаваемая на охлаждение маслосистемы, не должна содержать взвешенных веществ более 200 мг/л и иметь нормальную жесткость.
16.1.3. Срок службы отдельных деталей дробилок в месяцах:
футеровочные плиты и пружины .................................. 4 - 6
распорные плиты, вкладыши и гнезда для распорных плит,
вкладыши подшипников коленчатого вала и оси
подвижной щеки, вкладыши или заливка головки шатуна ....... 10 - 12
16.2.1. Годовой расход брони, т, для конусных дробилок (загрузка 90%) приведен в табл. 71.
Таблица 71
режиме работы, т/год
Примечание. Для брони применяется сталь 110Г13Л, ГОСТ 2176-67.
16.2.2. Расход баббита для единовременной заливки рабочей поверхности сферических подшипников дробилок КСД и КМД:
16.2.3. Расход цинка или цинкового сплава для единовременной заливки футеровок конусных дробилок среднего и мелкого дробления указан в табл. 72.
Таблица 72
Расход цинка или цинкового сплава для единовременной
заливки футеровок конусных дробилок среднего
и мелкого дробления, кг
Примечания: 1. Рекомендуется применять цинковый сплав следующего химического состава: Cu - 4 - 6%, Al - 4 - 6%, Pb - 2 - 3%, остальное - цинк.
2. Футеровки дробилок КСД-600 и КСД-900 подливаются цементным раствором, состав которого приведен в табл. 73.
Таблица 73
на единовременную заливку футеровок конусных дробилок
крупного дробления, кг
Примечание: Цементный раствор приготовляется из цемента марки не ниже 00 и песка в соотношении 1:3 по массе.
16.2.4. Расход цинка или цинкового сплава для заливки футеровки подвижного конуса, а также цементного раствора для единовременной заливки футеровки неподвижного конуса конусных дробилок крупного дробления приведен в табл. 73.
16.2.5. Расход смазочных материалов и воды для конусных дробилок приведен в табл. 74.
Таблица 74
Расход смазочных материалов и воды для конусных
дробилок при трехсменном режиме работы
Примечания: 1. Вода, подаваемая на охлаждение маслосистемы и гидроуплотнение, может содержать взвешенных веществ не более 50 мг/л и иметь нормальную жесткость.
2. Ориентировочный срок смены масла индустриального 4 - 5 месяцев.
16.3.1. Годовой расход брони бил для роторных дробилок подсчитывается исходя из удельных расходов брони на 1 т перерабатываемого материала, принимаемого по табл. 75.
Таблица 75
на 1 т перерабатываемого материала, г
Примечание. Для брони бил применяется сталь 110Г13Л (ГОСТ 2176-67), термически обработанная.
16.4.1. Ориентировочный удельный расход металла колосников, г/т для колосниковых грохотов, приведен в табл. 76.
Таблица 76
грохота при трехсменной работе (загрузка полная), г/т
Примечание.
Колосники изготовляются из стали 110Г13Л, ГОСТ 2176-67.
16.4.2. Расход сит из рифленой проволоки, штук на один грохот, приведен в табл. 77.
Таблица 77
в штуках на один грохот при трехсменном режиме работы
(загрузка полная)
16.4.3. Расход сит из резины, штук на один грохот, приведен в табл. 78.
Таблица 78
Годовой расход сит из резины в штуках на один грохот
при трехсменном режиме работы (загрузка полная)
16.4.4. Расход смазочных материалов на единицу основного технологического оборудования указан в табл. 79.
Таблица 79
Годовой расход смазочных материалов на единицу
основного технологического оборудования
при трехсменном режиме работы, кг
16.4.5. Расход смазочных материалов на ленточные конвейеры приведен в табл. 80.
Таблица 80
Годовой расход смазочных материалов на ленточные
конвейеры при трехсменном режиме работы, кг
Примечания: 1. Для электродвигателей частотой вращения до 1500 мин-1 применяется смазка 1-13 жировая, более 1500 мин-1 - смазка универсальная тугоплавкая УТ (консталин жировой) (ГОСТ 1957-67).
2. Для электродвигателей мощностью до 100 кВт с кольцевой смазкой используется масло индустриальное 20.
16.4.6. Срок службы футеровки бункеров и перегрузочных узлов на поверхностях, подвергающихся истиранию и ударному воздействию, принимается по табл. 81.
Таблица 81
и перегрузочных узлов, месяцы (при полной замене)
16.5.1. Расход конвейерных лент при карьерном и внутризаводском конвейерном транспорте определяется сроком их службы, который в зависимости от прочностных свойств ленты, физико-механической характеристики транспортируемого материала и условий работы определяется по методике, приведенной в приложении VIII, п. 7.
16.5.2. Для ориентировочных расчетов срок службы конвейерных лент на основе синтетических тканей при трехсменном режиме, месяцы:
дробленая порода крупностью, мм:
до 300 ........................................... 22 - 28
" 150 ........................................... 24 - 32
щебень крупностью, мм:
20 - 70 .......................................... 36 - 50
5 - 20 ........................................... 48 - 60
гравий крупностью, мм:
более 20 ......................................... 48 - 60
5 - 20 ........................................... 52 - 68
песок влажный ........................................ 48 - 60
отходы крупностью 0 - 5 (0 - 10) мм .................. 52 - 68
Для лент карьерных конвейеров, работающих на открытом воздухе, вводятся поправочные коэффициенты:
северный пояс ....................................... K = 0,65
средний " ......................................... K = 0,75
южный " ......................................... K = 0,90
17.1.1. При проектировании систем аспирации и обеспыливания следует руководствоваться санитарными нормами СН 245-71 и строительными правилами СНиП II-33-75.
17.1.2. Для создания нормальных санитарно-гигиенических условий труда необходимо осуществление следующего комплекса санитарно-технических мероприятий:
технологических;
строительных;
по автоматике;
гидропылеподавление;
аспирация с последующей очисткой аспирационного воздуха;
механизированная уборка помещений и оборудования от осевшей пыли;
приточная вентиляция и отопление;
организация санитарно-технической службы по эксплуатации, ремонту и наладке аспирационных и обеспыливающих устройств.
17.2.1. В технологических схемах производственных процессов, связанных с дроблением, грохочением и транспортированием пылящих материалов, следует предусматривать:
максимальную механизацию и автоматизацию технологических процессов переработки и транспорта материалов;
увлажнение перерабатываемого материала, когда это возможно по условиям эксплуатации оборудования и технологии производства;
применение дробильно-сортировочного оборудования со встроенными укрытиями и пылеулавливающими устройствами;
минимальное количество узлов перегрузки материала.
17.2.2. Для снижения пылевыделения при транспортировании материала ленточными конвейерами следует:
применять герметизированные укрытия мест загрузки;
предусматривать приспособления для беспыльной очистки холостой ветви лент и концевых барабанов (плужковые очистные устройства, очистные скребки, капроновые щетки с электроприводом и др., кроме пневмоочистителей);
осуществлять гладкую стыковку конвейерных лент посредством вулканизации;
принимать ширину транспортных лент на 200 мм больше ширины, требуемой для максимальной расчетной производительности конвейера;
принимать расстояние между осями роликоопор в месте падения материала на ленту не более 250 мм.
17.2.3. Узлы перегрузки материала должны решаться максимально герметизированными, с минимально возможными высотами перепадов и углами наклона течек и с устройствами для гашения движения материала.
В местах загрузки карбонатных материалов на ленточные конвейеры при больших перепадах (свыше 3 м) устраиваются грузовые затворы. Скорость поступления материала на конвейеры должна быть возможно близкой к скорости движения ленты.
17.2.4. Для предотвращения попадания запыленного воздуха в корпус первичного дробления на высоту бортов пластинчатых питателей устанавливаются три-четыре уплотняющих резиновых фартука.
На промежуточных бункерах нижний уровень материала должен быть на 500 мм выше верха разгрузочного окна. Места загрузки промежуточных бункеров должны быть уплотнены.
17.2.5. Аспирационные системы следует блокировать с пусковыми устройствами технологического оборудования. При этом необходимо соблюдать следующие условия:
блокировку электродвигателей вентиляторов аспирационных установок с электродвигателями технологического оборудования осуществлять таким образом, чтобы работа технологического оборудования была невозможна без действия аспирационных установок и подачи воды в мокрые пылеуловители;
пуск системы аспирации осуществлять с опережением на 3 мин включения в работу технологического оборудования;
подачу воды в аппараты мокрой очистки производить за 3 мин до их включения;
включение технологического оборудования осуществлять при аварийной остановке обслуживающих его аспирационных систем с подачей соответствующего сигнала;
прекращение подачи воды в мокрые пылеуловители производить через 3 - 5 мин после остановки электродвигателей вентиляторов аспирационных установок;
блокировку узлов отдельных систем гидрообеспыливания совмещать с работой технологического оборудования; автоматические устройства должны выключать систему увлажнения материала как во время остановки технологического оборудования, так и при его холостой работе.
17.3.1. Строительные конструкции внутри помещений со значительным выделением пыли должны решаться так, чтобы места возможного скопления пыли были сведены к минимуму.
17.3.2. Стены, потолки и другие внутренние конструкции помещений должны иметь гладкую поверхность с минимальным количеством выступающих частей и отделку, допускающую очистку их от пыли.
17.3.3. Проемы в перекрытиях для течек, трубопроводов, оборудования и т.п. должны быть уплотненными. Монтажные проемы должны перекрываться съемными щитами.
17.3.4. Дверные проемы, ведущие в лестничные клетки или в соседние помещения, должны быть оборудованы устройствами для самозакрывания.
17.3.5. Оконные рамы рекомендуется устанавливать в одной плоскости с внутренней поверхностью стен, без подоконников. При установке рам с подоконниками последние должны быть наклонены внутрь здания с уклоном не менее 70°.
17.3.6. В местах примыкания холодных конвейерных галерей к отапливаемым зданиям следует устраивать двойные утепленные перегородки (тамбуры) с максимально уплотненными проемами для конвейеров и с самозакрывающимися дверями для прохода людей.
17.3.7. В производственных помещениях с мокрой пылеуборкой строительные конструкции должны удовлетворять следующим дополнительным требованиям:
внутренние поверхности стен и потолков, а также полы должны выполняться водонепроницаемыми, допускающими смыв водой; сопряжение стен с полами должно выполняться с плинтусами-выкружками;
дверные проемы следует располагать на высших отметках (по уклону пола), а проемы в перекрытиях должны ограждаться бортиками, поднятыми над поверхностью пола не менее чем на 200 мм;
для отвода сточных вод полы первых этажей производственных помещений должны иметь уклон в сторону лотков или внутрицеховых приемников не менее 3%, а полы междуэтажных перекрытий - в сторону водосточных воронок не менее 2%;
электрическое оборудование (кабели, пусковое устройство и т.п.) необходимо защищать от воздействия воды.
17.4.1. Рекомендуемое увлажнение при мокром способе переработки горной массы составляет 8 - 10% для прочных однородных изверженных и 4 - 6% - для осадочных пород.
При проектировании системы гидрообеспыливания для сухого способа переработки прочных изверженных пород количество воды, подаваемой на увлажнение, следует снизить в 1,5 - 2 раза.
17.4.2. Количество воды, требуемое для увлажнения материалов и устройства водяных завес, определяется по формуле
Q = G(a2 - a1)/100,
где Q - расчетное количество воды, л/ч;
G - производительность дробильно-сортировочного оборудования, кг/ч;
a1, a2 - соответственно начальная и допустимая влажность материала, %.
17.4.3. Рекомендуемое распределение воды, % по отдельным участкам технологического процесса:
предварительное увлажнение (дождевание) перед поступлением
в процесс ........................................................ 10
первичное дробление:
в приемном бункере ............................................. 15
в корпусе первичного дробления ................................. 15
вторичное и третичное дробление .................................... 20
сортировка ......................................................... 20
перегрузка и склады ................................................ 20
17.4.4. В системах гидрообеспыливания рекомендуется применять форсунки центробежного типа У-1М с диаметром сопла не менее 2 мм. Расход воды на одну форсунку 150 - 250 л/ч, давление воды на выходе из форсунки - не менее 2 кгс/см2. Угол распыла воды - 70°.
17.4.5. При установке форсунок необходимо, чтобы они были доступны для осмотра, регулирования, ремонта и очистки.
17.4.6. Водопроводную сеть для системы гидрообеспыливания желательно устраивать отдельно от основной, так как в этом случае на работе форсунок в меньшей степени сказываются колебания давления в водопроводе, вызываемые переменным расходом воды для бытовых и производственных целей.
17.4.7. Для нормальной работы форсунок необходимо:
объединять форсунки, по возможности, в группу, обслуживаемую особым ответвлением от водопровода;
на каждом ответвлении к форсункам устанавливать фильтр для воды, запорный вентиль и желательно манометр и водомер.
17.5.1. Укрытия должны разрабатываться исходя из следующих условий:
создание определенной емкости в местах образования повышенного давления;
учет направления и формы пылевоздушного потока конфигурацией укрытия;
обеспечение максимальной герметизации при минимальной площади неизбежных открытых рабочих проемов и неплотностей;
удобство в эксплуатации как самого укрытия, так и сопряженного с ним технологического оборудования;
достаточная механическая прочность.
17.5.2. Для предотвращения выбивания пыли из укрытия необходимо поддерживать на его наружных стенках устойчивый режим разрежения - не менее 0,2 мм вод. ст.
17.5.3. Скорость движения воздуха в местах присоединения аспирационных воронок к укрытиям следует принимать не более, м/с, для материалов:
кусковых ....................................... 2,0
зернистых ...................................... 1,0
порошкообразных ................................ 0,7
17.5.4. Пластинчатые питатели в местах приема и разгрузки материала надлежит оборудовать укрытиями, герметично присоединенными к загрузочным и разгрузочным течкам. Аспирационные воронки следует устанавливать на укрытии на расстоянии от места загрузки материала не менее ширины загрузочной течки.
17.5.5. Для герметизации верха и низа щековых и низа роторных дробилок следует применять:
для загрузочной части - укрытия по типу, разработанному институтом ВНИИнеруд (альбом "Обеспыливающие укрытия дробильно-сортировочного оборудования камнещебеночных заводов");
для разгрузочной части, в случае выгрузки материала на ленточный конвейер, - укрытия по типу, разработанному ВНИИБТГ (г. Кривой Рог).
17.5.6. У конусных дробилок загрузочная часть имеет укрытие заводского изготовления. Для герметизации узла выгрузки из конусных дробилок на ленточный конвейер следует применять укрытия по типу, разработанному ВНИИБТГ.
17.5.7. У молотковых дробилок верхнее укрытие выполняется в зависимости от схемы подачи материала, а нижнее - по чертежам НИПИОТстром (альбом "Типовые укрытия разгрузочной части молотковых дробилок").
17.5.8. Укрытия вибрационных грохотов следует выполнять по типу, разработанному ВНИИнеруд.
17.5.9. На узлах перегрузки кусковых и порошкообразных материалов на ленточные конвейеры следует принимать укрытия по типу, разработанному институтом ВНИИБТГ.
17.6.1. При большом количестве местных отсосов (более 5) или в силу конструктивных особенностей их размещения следует применять коллекторные системы.
17.6.2. К установке следует принимать коллекторы, разработанные Свердловским отделением ГПИ Сантехпроект (серия ОВ-02-156, выпуск 1-8).
17.6.3. Скорости воздуха в аспирационных воздуховодах в зависимости от угла наклона принимаются следующие:
для вертикальных участков и участков с углом наклона к горизонту более 55° - 10 - 15 м/с;
на участках с углом наклона к горизонту менее 55°, а также в горизонтальных воздуховодах - 18 - 22 м/с.
17.6.4. Толщина стенок аспирационных труб подбирается по табл. 82.
Таблица 82
Толщина стенок аспирационных труб в зависимости
от абразивности материала и концентрации пыли, мм
Примечание. Приведенные данные применимы для прямолинейных малоистираемых участков труб; в местах, где трубы истираются особенно быстро (повороты, переходы, тройники и т.п.), толщина их стенок увеличивается в 1,5 раза.
17.6.5. Трубы, предназначенные для выброса аспирационного воздуха в атмосферу, следует выводить на высоту, определяемую в соответствии с "Рекомендациями по определению высоты вентиляционных выбросов" (шифр 1732, Сантехпроект, М., 1971).
Минимальная высота трубы над коньком крыши, фонаря или рабочей площадки (для открытого размещения технологического оборудования) должна быть не менее 5 м.
17.7.1. Определение объемов аспирационного воздуха для щековых, конусных и роторных дробилок и верха вибрационных грохотов следует вести по методикам, разработанным институтом ВНИИнеруд (научно-технический отчет по теме N 135 "Исследования по аспирации и пылеулавливанию").
17.7.2. Объем аспирационного воздуха от молотковых дробилок определяется по методике института НИПИОТстром (альбом "Типовые укрытия разгрузочной части молотковых дробилок").
17.7.3. Объемы аспирационного воздуха от укрытий узлов перегрузок на конвейеры кусковых и порошкообразных материалов следует рассчитывать по "Временным указаниям по расчету объемов аспирационного воздуха от укрытий мест перегрузок при транспортировании пылящих материалов" (АЗ-611, Сантехпроект, М., 1973).
В табл. 83 приводятся ориентировочные объемы аспирационного воздуха от технологического оборудования.
Таблица 83
Ориентировочные объемы аспирационного воздуха
от технологического оборудования
17.8.1. При выборе обеспыливающего оборудования необходимо предварительно решить вопрос о способе очистки, количестве ступеней очистки и типе пылеулавливающих аппаратов.
17.8.2. Способ очистки аспирационного воздуха (сухой или мокрый) определяется в первую очередь технологией переработки материала: при сухом процессе переработки и размещении оборудования в неотапливаемых корпусах, в районах с расчетной зимней температурой ниже -20 °C следует, как правило, применять сухой способ пылеулавливания, при мокром процессе - мокрый способ очистки аспирационного воздуха.
17.8.3. Количество ступеней очистки определяется в зависимости от начальной запыленности аспирационного воздуха и предельно допустимых концентраций пыли в приземном слое атмосферы, установленных требованиями СН 245-71. Расчет концентрации производственных вредностей в приземном слое следует вести в соответствии с "Указаниями по расчету рассеивания в атмосфере вредных веществ, содержащихся в выбросах предприятий" (СН 369-74). При этом необходимо учитывать наложения выбросов от соседних предприятий.
Исходные концентрации пыли в аспирируемом воздухе на различных пределах принимаются по данным аналогичных действующих предприятий или по данным работ институтов ВНИИнеруд, НИПИОТстром и ВНИИБТГ. Для ориентировочных расчетов концентрация пыли в аспирируемом воздухе в зависимости от источника пылеобразования и типа перерабатываемых пород принимается по табл. 84.
Таблица 84
Концентрация пыли в аспирируемом воздухе
(перед пылеочистными аппаратами)
17.8.4. Выбор типа обеспыливающих аппаратов определяется физико-механическими свойствами улавливаемых пылей (дисперсность, смачиваемость, слипаемость).
Пыль всех пород, перерабатываемых на щебеночных и гравийно-песчаных заводах, относится к категории среднедисперсной:
для пыли изверженных глубинных пород характерны диаметр частиц от 20 до 30 мкм и дисперсия от 1,5 до 2,2; пыль осадочных пород характеризуется средним диаметром частиц от 14 до 40 мкм и дисперсией от 1,8 до 3,5; для пыли метаморфических пород характерны средний размер частиц от 20 до 30 мкм и дисперсия от 2,0 до 2,3;
пыль нерудных материалов относится к хорошо и среднесмачиваемой;
по слипаемости эта пыль относится к группе среднеслипаемой; наиболее слипаемой является пыль осадочных пород;
абразивные свойства наиболее сильно выражены у пыли изверженных пород;
наибольшую опасность по своим пневмокониозным свойствам представляет пыль изверженных пород, содержание свободной двуокиси кремния в которой колеблется от 30 до 85%.
17.8.5. Все трудоемкие работы, связанные с обслуживанием аспирационного и обеспыливающего оборудования, необходимо механизировать, для чего следует предусматривать грузоподъемные средства и монтажные проемы.
17.9.1. Для уборки вторичной пыли в помещениях заводов рекомендуется, как правило, мокрый способ.
На заводах с сухим процессом применяются:
пневматическая уборка стационарными или передвижными установками;
влажная - на действующих заводах, где строительные конструкции не позволяют осуществлять смыв полов.
17.9.2. Мокрая уборка помещений осуществляется с помощью поливочных кранов.
17.9.3. Расход воды для мокрой уборки помещений определяется исходя из нормы расхода воды 6 л на 1 м2 смываемой поверхности при времени смыва 4 с. Свободный напор воды перед поливочным краном принимается по расчету, но не менее 1 кгс/см2. Вода для мокрой пылеуборки применяется хозяйственно-питьевая.
17.9.4. Поливочные краны, как правило, выполняются диаметром 32 мм, устанавливаются на расстоянии 25 - 30 м друг от друга и снабжаются шлангами длиной 10 - 20 м из расчета один шланг на два-три крана.
17.9.5. Отвод смывных вод с площадок следует осуществлять через водосточные воронки с решетками и специальные стояки в смывные лотки первых этажей. Водосточные стояки следует принимать диаметром не менее 100 мм.
17.9.6. Удаление стоков из лотков или непосредственно с полов следует осуществлять самотеком. Уклон полов междуэтажных перекрытий в сторону стокоприемника должен быть не менее 2%, а полов на грунте - не менее 3%. Полы в галереях должны иметь продольный уклон не менее 5% и поперечный - 2%. Стоки должны собираться внутри цехов в зумпфы и перекачиваться в отстойники песковыми насосами.
17.9.7. Напорные трубопроводы для перекачки сточных вод следует укладывать в местах, доступных для их обслуживания, и снабжать ревизиями и прочистками. Скорость движения воды в напорных трубопроводах должна быть не менее 1,5 м/с.
17.9.8. Системы пневматической пылеуборки разрабатываются по "Временным рекомендациям по проектированию центральных пылесосных установок в помещениях промышленных предприятий", Сантехпроект, М., 1968.
БЕСПЕРЕБОЙНОСТИ ПИТАНИЯ
18.1.1. Категорийность нагрузок принимается в соответствии с СН 139-77 "Инструкция по строительному проектированию предприятий, зданий и сооружений промышленности строительных материалов, конструкций и изделий", а также с СН 174-75 "Инструкция по проектированию электроснабжения промышленных предприятий".
18.1.2. Отопительные котельные относятся ко II категории.
18.2.1. Питание горного электрооборудования низкого напряжения осуществляется от передвижных комплектных трансформаторных подстанций 6 - 10/0,4 кВ, присоединяемых к передвижным воздушным линиям электропередачи 6 - 10 кВ (ВЛ).
18.2.2. Высоковольтные потребители карьера подключаются к этим ВЛ через комплектные приключательные пункты.
18.2.3. Количество передвижных ВЛ определяется величиной разрабатываемой территории месторождения и числом вскрышных и добычных уступов карьера, причем ВЛ должны содержать опоры для воздушных ответвлений к передвижным подстанциям и приключательным пунктам.
18.2.4. ВЛ, подстанции и приключательные пункты размещаются на бровках уступов и в местах, исключающих наезд транспорта.
Расположение подстанций и приключательных пунктов должно обеспечивать минимальную протяженность гибких кабелей, идущих от них к электроприемникам.
18.2.5. Для подключения карьерных линий электропередачи 6 - 10 кВ у борта карьера, вне зоны разлета осколков при взрывах, опасных для оборудования, размещается распределительный пункт (РП).
18.3.1. Нормы освещенности помещений в производственных корпусах заводов и карьеров принимаются в соответствии со СНиП II-A.9-71, а также "Инструкцией по проектированию электрического освещения предприятий нерудных строительных материалов" СН 466-74. Определяются горизонтальная и вертикальная освещенность рабочих мест, коэффициент пульсации и показатель ослепленности.
18.3.2. Освещение карьеров выполняется прожекторами на передвижных мачтах, светильниками ОУКсН-20000 (с ксеноновыми лампами), ИСУ-2000 и ИСУ-5000, устанавливаемыми на передвижных мачтах или на стационарных, разборных.
18.3.3. Мачты с прожекторами устанавливаются на рабочих уступах карьера; мачты с мощными светильниками располагаются на бортах карьера или в выработанной части его, причем должна быть соблюдена регламентируемая по условиям ослепленности высота установки светильника над освещаемой поверхностью. Для этого используются естественные возвышенности на бортах карьера или выполняется подсыпка под мачту материала, предназначенного в отвал.
18.4.1. Грозозащита стационарных подстанций и линий электропередачи выполняется в соответствии с ПУЭ.
18.4.2. Грозозащита зданий и сооружений на промышленной площадке выполняется в соответствии с требованиями СН 305-69.
18.4.3. Эксплуатация электрических установок на промышленной площадке и карьере осуществляется в соответствии с требованиями ПУЭ, "Правил технической эксплуатации электроустановок потребителей и правил техники безопасности при эксплуатации электроустановок потребителей" с дополнением к ним, "Единых правил безопасности при разработке полезных ископаемых открытым способом" и "Инструкции по безопасной эксплуатации и обслуживанию электрооборудования и электросетей на карьерах".
18.4.4. К числу основных мероприятий по обеспечению безопасности относятся:
защитное заземление;
предохранительные блокировки в распределительных устройствах высокого напряжения;
устройство для отключения высоковольтных двигателей при исчезновении напряжения;
защита от однофазных замыканий в сетях 380 и 220 В и в карьерных сетях 6 - 10 кВ;
аварийное освещение в производственных зданиях;
применение пониженного напряжения для ремонтного освещения.
18.5.1. Расчет электрических нагрузок предприятий производится методом коэффициентов использования и максимума нагрузки в соответствии с "Указаниями по определению электрических нагрузок в промышленных установках" по формулам
; Pм = KмPсм,где Kи - коэффициент использования;
Pм - максимальная активная мощность, кВт;
Kм - коэффициент максимума нагрузки;
Pсм - средняя потребляемая активная мощность на наиболее загруженную смену, кВт.
18.5.2. Для одноковшовых экскаваторов и буровых станков электрическую нагрузку допускается определять методом коэффициента спроса по формуле
![]() где
Kс - коэффициент спроса.
Для остального карьерного оборудования допускается принимать Kи.
Приближенные значения расчетных коэффициентов приведены в табл. 85 и 86.
Таблица 85
Приближенные значения Kи,
технологического оборудования
Примечания: 1. Годовой расход электроэнергии подсчитывается по формуле Wг = PсмTг, где Tг - годовой фонд чистого рабочего времени оборудования, ч.
2. В числителе указаны
3. Удельный расход электроэнергии на погрузке готовой продукции 0,4 кВт·ч/м.
Таблица 86
для карьерного оборудования
Примечания: 1. Для синхронных двигателей экскаваторов расчетный
.2. Для синхронных двигателей насосов расчетный
.19.1.1. Объем и уровень автоматизации управления определяются технологической схемой, оборудованием и наличием имеющихся средств автоматизации. Разработка схем автоматизации осуществляется в соответствии с "Указаниями по проектированию автоматизации производственных процессов" (СН 281-76).
19.1.2. Управление механизмами завода в основном рабочем режиме следует предусматривать централизованно диспетчером с пульта, размещаемого в одном из главных корпусов завода. С этого пульта должны также осуществляться управление и контроль механизмов ряда вспомогательных объектов - насосных различных назначений.
19.1.3. Диспетчеру должны подчиняться операторы по отгрузке готовой продукции, операторы пульпонасосной и другого технологического оборудования. Пульты операторов следует размещать в непосредственной близости от участков, управляемых из этих пунктов.
ПОТОЧНО-ТРАНСПОРТНЫМИ СИСТЕМАМИ (ПТС)
19.2.1. Схемы ЦАУ объединяют в единую систему схемы управления отдельными механизмами и технологическими узлами, обеспечивая три режима управления: дистанционный автоматизированный, местный и местный сблокированный. Выбор вида управления рекомендуется выполнять специальными ключами, устанавливаемыми на блоках и станциях управления электроприводами. Сигнализация о положении ключей выносится к диспетчеру. Дистанционный автоматизированный режим является основным рабочим режимом и осуществляется с пультов диспетчера и операторов. Оба местных режима являются вспомогательными и осуществляются кнопками местного управления. Местный режим является ремонтным, а местный сблокированный служит для наладки схем автоматизации.
19.2.2. При проектировании схем управления электроприводами поточно-транспортных систем заводов и электроприводами отдельных механизмов, кроме требований настоящего раздела, необходимо руководствоваться указаниями "Правил устройств электротехнических установок" (ПУЭ), "Правил технической эксплуатации и безопасности электроустановок промышленных предприятий" (ПТЭ), "Указаний по проектированию силового электрооборудования промышленных предприятий" (СН 357-66), "Указаний по проектированию автоматизации производственных процессов" (СН 281-76), а также других действующих норм и правил для данной отрасли промышленности.
19.2.3. Для обеспечения безопасности эксплуатации систем централизованного автоматизированного управления следует предусматривать следующее:
а) все механизмы, входящие в систему ПТС, должны иметь аварийные выключатели (либо арретирные стоповые кнопки), устанавливаемые у приводов и исключающие возможность включения электродвигателя данного механизма, а ленточные конвейеры должны оборудоваться со стороны обслуживаемых проходов тросовыми аварийными выключателями, которые обеспечивают отключение привода из любого места вдоль конвейера;
б) кнопочные посты для пуска и остановки оборудования при местном и местном сблокированном режимах должны устанавливаться непосредственно у привода механизма;
в) пуск конвейеров и других механизмов, которые не просматриваются с места запуска, должен осуществляться с предварительной подачей звукового предупредительного сигнала;
г) на всех ленточных конвейерах следует предусматривать установку реле скорости, выключающего привод при обрыве ленты или канатов натяжных устройств;
д) дистанционному запуску механизмов должна предшествовать сигнализация с рабочих площадок о готовности механизмов.
19.2.4. При дистанционном автоматизированном режиме управления схемы должны обеспечивать:
а) включение предупредительной звуковой сигнализации за 30 - 60 с до начала автоматического запуска механизмов;
б) автоматический запуск электродвигателей механизмов при любом заданном технологическом режиме в функции времени и скорости (при наличии у механизма реле скорости);
в) автоматизированный дозапуск и отключение отдельных трактов и участков в период работы завода;
г) отключение механизмов завода с предварительным отключением головных питателей для очистки механизмов от материала;
д) аварийное отключение механизмов завода с пульта диспетчера и с рабочих площадок с использованием кнопок местного управления и тросовых выключателей;
е) автоматическое отключение всех вышестоящих по потоку механизмов при аварийном отключении любого механизма; дробилки при этом отключаются только после разгрузки дробленого материала;
ж) отключение питателя приемного бункера при достижении материалом нижнего предельного уровня в бункере;
з) возможность исключения любого механизма из схемы централизованного автоматизированного запуска;
и) на пульте диспетчера и операторских пультах должна предусматриваться сигнализация о правильности набора технологической программы, работы и положения механизмов, аварийная и предупредительная сигнализация;
к) все механизмы, входящие в ПТС, блокируются таким образом, чтобы при остановке какого-либо механизма, во избежание завала его материалом, немедленно останавливались все предшествующие по потоку материала механизмы до ближайшей аккумулирующей емкости, кроме дробилки, требующей остановки с выдержкой времени для доработки находящегося в ней материала.
19.3.1. Управление щековыми дробилками первичного дробления предусматривается дистанционное с автоматическим плавным или ступенчатым регулированием загрузки дробилки в функции нагрузки электродвигателя за счет изменения производительности пластинчатого питателя.
19.3.2. Управление конусными дробилками вторичного и третичного дробления предусматривается автоматизированное, путем включения их в систему ЦАУ завода.
19.3.3. Объем автоматизации и контроля работы дробилок следует предусматривать в соответствии с рекомендациями заводов-изготовителей дробилок.
19.3.4. Управление (пуск, остановка) основных агрегатов пульпонасосной станции следует осуществлять дистанционно с установленного в ней щита. Промежуточные операции (взмучивание, гидроуплотнение, управление задвижками и т.д.) следует автоматизировать с выносом контроля параметров на щит пульпонасосной. Контроль за работой основных агрегатов также выносится на пульт диспетчера.
19.3.5. Управление системой гидрообеспыливания автоматизируется в соответствии с работой основного технологического оборудования.
19.3.6. Управление аспирационными вентиляционными установками предусматривается автоматическое - они пускаются первыми, а останавливаются после отключения технологического оборудования.
19.3.7. Пластинчатый питатель входит в схему ЦАУ. Следует предусматривать контроль целостности пластин питателя.
19.3.8. Грохоты входят в схему ЦАУ. Запуск механизмов, подающих материал на грохоты, следует осуществлять с выдержкой времени для избежания их завала.
19.3.9. Предусматривается автоматический контроль:
нижнего предельного уровня материала в приемных бункерах;
верхних предельных уровней материала во всех емкостях (бункерах, зумпфах и др.);
наличия металла в потоках материала перед вторичным и третичным дроблением;
наличия материала на лентах конвейеров;
скорости ленты конвейеров;
времени работы отдельных участков завода;
массы материала, поступающего на завод, и готовой продукции.
(ОПЕРАТОРСКИХ) ПУНКТОВ И ОРГАНИЗАЦИИ РАБОЧЕГО МЕСТА
ДИСПЕТЧЕРА (ОПЕРАТОРА)
19.4.1. Выбор места размещения диспетчерских (операторских) помещений (в дальнейшем именуемых ДП и ОП), встроенных в производственные помещения или выносных (в отдельно стоящих зданиях), должен в каждом конкретном случае производиться с учетом особенностей технологического процесса, норм и противопожарных требований строительного проектирования, компоновочных и строительных решений, удобства управления автоматизируемыми объектами, возможности сокращения и упрощения кабельных коммуникаций, простоты обслуживания приборов и аппаратов и других факторов.
19.4.2. Не допускается размещать ДП и ОП в зоне агрессивных газов, большой запыленности, значительных тепловыделений, сильных шумов в помещениях, имеющих вибрацию, в цокольных и подвальных этажах, а также под помещениями, в которых не исключается возможность просачивания через пол жидкостей (мокрый технологический процесс, гидросмыв пыли, душевые и санузлы и т.п.).
19.4.3. Не допускается размещать ДП и ОП в местах, на которые распространяется действие сильных магнитных полей промышленного электрооборудования и электроустановок. Допустимая величина напряженности внешнего магнитного поля в местах расположения диспетчерских и операторских помещений - 400 А/м (5 эрстед).
19.4.4. Проектирование ДП и ОП должно быть подчинено созданию наиболее благоприятных условий для успешной деятельности диспетчера (оператора), отвечающих техническим и гигиеническим нормам, психофизиологическим характеристикам человека и эстетическим требованиям.
19.4.5. Расстояние между рабочим местом диспетчера за пультом и щитом определяется условиями видимости показаний приборов, но не может быть менее 3 м и более 6 м.
19.4.6. В помещениях ДП и ОП рекомендуется оборудовать зону отдыха в стороне от рабочего места диспетчера (оператора).
19.4.7. Разработку интерьеров помещений ДП и ОП рекомендуется производить отдельно для каждого объекта.
20.1.1. За основу организации ремонтного хозяйства принимаются принципы, изложенные в "Положении о планово-предупредительном ремонте и эксплуатации оборудования предприятий промышленности строительных материалов", вып. 6, 1968.
20.1.2. Ремонт оборудования на предприятиях производится агрегатно(машинно)-узловым методом, для чего предприятие должно централизованно снабжаться сменными машинами, узлами и деталями оборудования, литьем для изготовления запасных частей, стальным прокатом, ситами для грохотов и другими эксплуатационными материалами. Для обеспечения ремонта оборудования агрегатно-узловым методом на предприятии создается неснижаемый запас сменных узлов и деталей оборудования.
20.1.3. В составе ремонтного хозяйства проектируются:
ремонтно-механическая мастерская;
ремонтные пункты;
ремонтно-монтажные площадки.
20.1.4. На предприятии выполняются следующие виды ремонтных работ:
техническое обслуживание (ТО);
текущий ремонт (Т);
средний ремонт (С);
капитальный ремонт (К) нетранспортабельного оборудования (в основном заводского и частично горного) в объеме 20% (сборочно-разборочные работы).
20.1.5. Капитальный ремонт транспортабельного оборудования (в том числе: экскаваторов, бульдозеров, автомобилей, а также электродвигателей мощностью более 40 кВт), ремонт сложных узлов оборудования, производство запасных частей и литья должны осуществляться на ремонтных заводах или районных ремонтных базах.
20.1.6. Капитальный ремонт нетранспортабельного оборудования должен выполняться на месте выездной бригадой специализированного ремонтного предприятия.
20.1.7. В целях сокращения номенклатуры запасных узлов и деталей, уменьшения общего объема ремонтных работ и численности персонала при проектировании необходимо предусматривать максимальную унификацию оборудования и приводов к нему.
20.1.8. Мощность ремонтной службы определяется расчетом трудоемкости на проведение указанных выше работ технологического, горного и транспортного оборудования.
Годовая трудоемкость ремонта горного и технологического оборудования рассчитывается по нормам трудоемкости ремонта и годовому фонду чистого времени работы оборудования.
Трудоемкость ремонта сантехнического оборудования составляет в среднем 30% от годового объема работ по технологическому оборудованию, в том числе:
отопительно-вентиляционное оборудование 10%;
оборудование водоснабжения и канализации 10%;
теплосиловое оборудование 10%.
Трудоемкость ремонта электротехнического оборудования составляет примерно 15% от объема работ по ремонту всего оборудования.
Ремонт неучтенного оборудования и заказы главного механика принимаются в количестве 10% от объема работ по ремонту всего оборудования.
20.1.9. Численность ремонтного персонала определяется по годовой трудоемкости работ. При определении численности персонала номинальный годовой фонд времени работы одного рабочего принимается равным 2070 ч.
20.2.1. Нормы продолжительности межремонтного периода, продолжительности и трудоемкости ремонта основного технологического и вспомогательного оборудования щебеночных и гравийно-песчаных заводов приведены в табл. 87.
Таблица 87
Межремонтный период, продолжительность
и трудоемкость ремонта основного технологического
и вспомогательного оборудования
Примечание. Для конвейеров длиной более 25 м на каждые 10 м трудоемкость увеличивается на 10%.
20.2.2. Нормы на ремонт обогатительного оборудования принимаются по "Нормам технологического проектирования горнодобывающих предприятий черной металлургии с открытым способом разработки", утвержденным Министерством черной металлургии СССР 30.03.76 г.
20.2.3. Нормы на ремонт горного оборудования (буровые станки, экскаваторы, бульдозеры и др.) принимаются по "Инструкции по проведению планово-предупредительного ремонта строительных машин" СН 207-68, утвержденной Госстроем СССР 20.08.68 г.
20.2.4. Нормы на ремонт автотранспорта принимаются по "Нормам технологического проектирования автотранспортных предприятий" НТП АТП-72, утвержденным Министерством автомобильного транспорта РСФСР 31.10.72 г.
20.2.5. Трудоемкость ремонта оборудования, на которое отсутствуют нормы, рассчитывается по трудоемкости ближайшего типоразмера аналогичного оборудования по формуле
T = Tан(M/Mан)2/3,
где Tан - трудоемкость ремонта аналогичной машины, чел.-ч;
M - масса машины, для которой определяется трудоемкость, т;
Mан - масса аналогичной машины, т.
20.2.6. Ориентировочное распределение трудоемкости ремонта по видам работ приведено в табл. 88.
Таблица 88
Ориентировочное распределение трудоемкости ремонта
основного технологического и вспомогательного оборудования
по видам работ
20.3.1. Для обеспечения нормальных условий эксплуатации оборудования при проектировании заводов одновременно с оборудованием заказываются сменные машины и узлы в количестве, требуемом на первый год эксплуатации (без учета резервного оборудования).
Номенклатура и нормы неснижаемого запаса сменных машин, узлов и деталей основного технологического оборудования приведены в табл. 89.
Таблица 89
Нормы запаса сменных машин, узлов и деталей
--------------------------------
<*> Запас брони для щековых и конусных дробилок, бил и отражательных плит для роторных дробилок, колосников и сит для грохотов, лент для конвейеров уточняется по нормам расхода для конкретных условий, приведенным в табл. 69, 71, 75, 76, 77, 81 и п. 16.5.2.
20.4.1. В ремонтно-механических мастерских (РММ) выполняется весь объем работ по ремонту автомобилей и бульдозеров и примерно 60% общей трудоемкости работ по ремонту горного и технологического оборудования. Остальные 40% работ выполняются на местах установки оборудования.
20.4.2. Ориентировочное распределение трудоемкости по видам работ при ремонте горного и технологического оборудования, выполняемых в РММ, %:
слесарные ............................... 25
станочные ............................... 30
кузнечные ............................... 15
сварочные ............................... 7,5
электроремонтные ........................ 12,5
прочие .................................. 10
20.4.3. Состав, режим работы и площадь отделений РММ в зависимости от мощности предприятия принимаются по табл. 90.
Таблица 90
Режим работы и площадь отделений РММ
20.4.4. Отделения РММ блокируются в одном здании.
20.4.5. Площадка для монтажно-сварочных работ должна иметь бетонный пол и находиться вне здания рядом с кузнечно-сварочным отделением.
20.4.6. Перечень основного оборудования ремонтно-механических мастерских по отделениям приведен в табл. 91.
Таблица 91
Минимально необходимый набор оборудования
ремонтно-механических мастерских
20.4.7. Ориентировочное распределение ремонтных рабочих по специальностям (в %) при ремонте горного и технологического оборудования.
Ремонтно-механические мастерские
Станочники ................................................ 20
Слесари ................................................... 15
Кузнецы, термисты ......................................... 4
Медники, жестянщики ....................................... 2
Электрики ................................................. 9
Сварщики .................................................. 5
Вспомогательные рабочие ................................... 5
__________________________
Итого .............. 60
Ремонтно-монтажные площадки корпусов, карьера
Слесари ................................................... 30
Сварщики .................................................. 6
Электрики ................................................. 4
__________________________
Итого .............. 40
__________________________
Всего ............. 100
20.4.8. Ориентировочное распределение ремонтных рабочих по специальностям (в %) при ремонте автотранспортного оборудования:
Отделение технического обслуживания
и текущего ремонта автомобилей
Слесари по ремонту автомобилей ............................ 50
" " топливной аппаратуре ............................ 6
Электрики ................................................. 7
Аккумуляторщики ........................................... 5
Шиноремонтники ............................................ 3
Вулканизаторщики .......................................... 3
Мойщики, смазчики ......................................... 3
Вспомогательные рабочие ................................... 3
__________________________
Итого .............. 80
Слесарно-механическое и кузнечно-сварочное отделения
Станочники ................................................ 5
Кузнецы, термисты ......................................... 5
Медники, жестянщики ....................................... 5
Сварщики .................................................. 5
__________________________
Итого .............. 20
__________________________
Всего ............. 100
20.5.1. Ремонтные пункты организуются в основных производственных корпусах при ремонтно-монтажных площадках как техническая база ремонтных бригад, обслуживающих оборудование корпуса.
20.5.2. Размеры пунктов приведены в табл. 92.
Таблица 92
Размеры ремонтных пунктов
20.5.3. Ремонтные пункты оснащаются оборудованием для изготовления несложных нестандартных деталей при ремонте оборудования и осуществлении мероприятий по технике безопасности. Перечень оборудования пунктов приведен в табл. 93.
Таблица 93
![]() ![]() ![]() 20.5.4. Рекомендуемая расстановка оборудования в ремонтных пунктах приведена на рис. 8, 9 и 10 (номера позиций см. табл. 93).
20.5.5. Ремонтные пункты располагаются в отапливаемом помещении на первом этаже с выходом на монтажную площадку. Высота помещения должна быть не менее 2,8 м до низа конструкций.
20.5.6. В корпусе вторичного и третичного дробления и в корпусе промывки и грохочения на первом этаже предусматривается кладовая размером 6 x 3 м, огражденная сеткой.
20.5.7. Типоразмеры вулканизаторов определяются типоразмерами конвейеров, ремонтируемых в данном ремонтном пункте.
20.5.8. На карьере в качестве ремонтных пунктов используются передвижные мастерские, в состав которых входят:
прицеп-мастерская;
прицеп со сварочным агрегатом;
прицеп-электростанция.
Оборудование передвижной мастерской позволяет выполнять простые слесарные, кузнечные, электросварочные и газосварочные работы, а также производить зарядку аккумуляторов.
20.5.9. Рекомендуемая схема развертывания передвижной мастерской приведена на рис. 11.
![]() Рис. 11. Схема развертывания передвижной ремонтной
мастерской А-704 (с питанием от электросети)
1 - прицеп-мастерская; 2 - электросварочный агрегат
АДБ-306; 3 - пост электросварщика; 4 - пост газосварщика;
5 - палатка для производства кузнечных работ;
6 - площадка 3 x 4 м для хранения и разборки узлов
оборудования; 7 - площадка 2 x 6 м для хранения и разборки
узлов оборудования; 8 - площадка 2 x 6 м для хранения
материалов; 9 - ось проезда
20.6.1. Для обеспечения выполнения ремонта технологического оборудования в основных производственных корпусах предусматриваются ремонтно-монтажные площадки, на которых размещаются стенды, а также приспособления, сменные узлы и детали.
20.6.2. Площадки располагаются в зоне действия крюка мостового крана, предназначенного для ремонта технологического оборудования.
20.6.3. Размеры площадок в корпусах дробления, м:
дробилки щековые:
600 x 900 .............................................. 3 x 6
900 x 1200 x 130 ....................................... 6 x 9
1200 x 1500 x 150 ...................................... 6 x 12
1500 x 2100 x 180 ...................................... 9 x 12
дробилки конусные для среднего и мелкого дробления:
1200 ................................................... 3 x 6
1750 ................................................... 6 x 9
2200 ................................................... 6 x 12
Размеры площадок даны для одной дробилки. При нескольких дробилках в одном корпусе на каждую последующую добавляется 0,2 - 0,5 от размеров вышеуказанной площадки в зависимости от компоновки корпуса.
Размеры площадок в остальных корпусах завода принимаются в пределах 5 - 10% от производственной площади корпуса, в зависимости от типоразмера и количества установленного технологического оборудования.
20.6.4. Примерный набор приспособлений и стендов для ремонта основного технологического оборудования (изготовляемых по чертежам специализированных организаций) следующий:
устройство для снятия брони дробящего конуса;
электроковш емкостью 750 кг (для плавки цинка);
стенд для перефутеровки и хранения дробящего конуса;
приспособление для расфутеровки регулирующего кольца;
приспособление для выпрессовки и запрессовки втулки в станину конусной дробилки;
гидроскоба для сжатия пакета пружин конусной дробилки;
стенд для перефутеровки и хранения спирали классификатора;
приспособления универсальные сборные грузозахватные.
20.7.1. Все установленное на предприятии оборудование, имеющее массу сменных узлов более 50 кг, должно быть обеспечено грузоподъемными средствами для полной механизации ремонтных работ.
В качестве грузоподъемных средств рекомендуется применять мостовые, подвесные и автомобильные краны, тали и лебедки, серийно изготовляемые отечественными заводами.
20.7.2. Грузоподъемные средства принимаются с электрическими приводами. Применение ручного привода допускается при малой интенсивности ремонтных работ, массе груза не более 2 т и высоте подъема не более 3 м. Ремонтные мостовые краны принимаются легкого режима работы.
20.7.3. Грузоподъемность кранов для ремонта дробилок назначается по массе:
подвижной щеки - для щековых дробилок;
дробящего конуса - для конусных дробилок среднего и мелкого дробления;
ротора - для роторных дробилок.
Рекомендуемая грузоподъемность кранов для ремонта дробильного оборудования приведена в табл. 94.
Таблица 94
Рекомендуемая грузоподъемность кранов для ремонта дробилок
20.7.4. При установке в корпусе грохочения одного - четырех вибрационных грохотов с площадью сит 1500 x 3750 и 1750 x 4500 необходимо предусматривать средства грузоподъемностью 2 т для замены вала вибратора и сит грохота. При установке пяти и более грохотов принимается подвесной кран грузоподъемностью 5 т.
20.7.5. Рекомендуемая грузоподъемность кранов для ремонта корытных моек и спиральных классификаторов приведена в табл. 95.
Таблица 95
Рекомендуемая грузоподъемность кранов для ремонта
корытных моек и спиральных классификаторов
20.7.6. Грузоподъемные средства над приводной станцией конвейера должны обслуживать приводной барабан, редуктор и электродвигатель. Грузоподъемность назначается по массе наиболее тяжелых узлов: приводного барабана или редуктора в сборе (при массе редуктора более 3,2 т - по массе его наиболее тяжелого узла).
Для ремонта одной-двух приводных станций предусматривается передвижная таль, трех и более - подвесной кран.
20.7.7. Для ремонта натяжной (концевой) станции конвейера B = 800 - 1400 принимается ручная таль. Ее грузоподъемность назначается по массе концевого барабана. Над грузовыми устройствами тележечных и вертикальных натяжных станций необходимо предусматривать тали для подъема всего груза с целью ослабления натяжения ленты при ремонтах.
20.7.8. Рекомендуемая грузоподъемность талей и кранов для ремонта ленточных конвейеров приведена в табл. 96.
Таблица 96
Рекомендуемая грузоподъемность талей и кранов
для ремонта ленточных конвейеров
20.7.9. Для ремонта сбрасывающей тележки B = 800 - 1400 предусматривается специальная зона, обслуживаемая ручной талью грузоподъемностью 1 т.
20.7.10. Для ремонта горного оборудования в карьере и технологического оборудования, расположенного на открытых площадках, необходимо предусматривать автомобильные или пневмоколесные краны. Рекомендуемая грузоподъемность кранов приведена в табл. 97.
Таблица 97
Рекомендуемая грузоподъемность кранов для ремонта
горного оборудования
20.7.11. Для ремонта бульдозеров на тракторе мощностью 100 - 180 л.с. необходим кран грузоподъемностью 5 т.
20.8.1. Для обеспечения монтажа и замены лент конвейеров должны быть предусмотрены специальные проемы в строительных конструкциях галерей и перегрузочных узлов для протягивания ленты.
20.8.2. Соединение и ремонт лент производятся методом горячей вулканизации при помощи комплекта электровулканизационных аппаратов, предусматриваемых в ремонтных пунктах (по одному комплекту для каждого типоразмера ленты).
20.8.3. При наличии на предприятии 50 и более конвейеров с общей длиной лент от 10 000 до 20 000 м предусматривается механизированная замена лент, включающая организацию отделения стыковки лент, средства их доставки к месту монтажа, а также приспособлений для монтажа и вулканизации последнего стыка ленты.
20.8.4. Отделение стыковки лент проектируется размером 9 x 12 м с установкой следующего оборудования:
стойки закаточной;
стола для разделки стыков;
комплекта электровулканизационных аппаратов для каждого типоразмера ленты;
тали электрической передвижной грузоподъемностью 0,5 т.
20.8.5. Для монтажа ленты и вулканизации последнего стыка необходимо следующее оборудование:
лебедка для перемотки конвейерных лент, установленная на прицепе-тяжеловозе грузоподъемностью 20 т;
лебедка для перемотки конвейерных лент, устанавливаемая на фундамент;
комплект приспособлений для захвата, протягивания и стяжки конвейерных лент.
20.8.6. При наличии на предприятии конвейеров с общей длиной лент более 20 000 м предусматривается мастерская по ремонту лент площадью 900 м2, включающая:
отделение ремонта и стыковки лент;
отделение приготовления клея;
лабораторию;
кладовую.
20.9.1. Для проведения ремонтных работ необходимо предусматривать электро- и газосварку, резку металла, а также наплавочные работы. Стационарные посты электро- и газосварки и наплавочные работы предусматриваются в кузнечно-сварочном отделении ремонтно-механической мастерской.
20.9.2. Точки для подключения электросварочных аппаратов проектируются во всех технологических корпусах и галереях протяженностью более 50 м. Количество точек определяется из расчета обслуживания оборудования в радиусе 30 м от точки подключения.
20.9.3. Газовая резка металла должна выполняться резаком РК-62 для керосино-кислородной резки в комплекте с бачком БГ-63 для жидкого горючего. Заправка бачков профильтрованным горючим производится вне помещения.
20.9.4. Газосварочные работы предусматриваются с применением баллонов с ацетиленом или переносных ацетиленовых генераторов.
20.10.1. Основное технологическое оборудование должно иметь автоматическую смазку от индивидуальной или групповой системы смазки.
20.10.2. Выбор системы жидкой или густой смазки производится по рекомендациям заводов - изготовителей оборудования.
20.10.3. Станции жидкой и густой смазки размещаются в помещении, изолированном от пыли. Помещение смазочных станций целесообразно располагать в подвале, вблизи фундамента смазываемого оборудования.
20.10.4. При установке в помещении станций общей производительностью 320 л/мин и более необходимо предусматривать маслоочистительную установку, включающую сепаратор масла и электроподогреватель.
20.10.5. Для опорожнения грязевых приямков предусматривается ручной насос.
20.10.6. Установка смазочного оборудования производится в соответствии с чертежами и инструкциями заводов-изготовителей.
20.10.7. Станции густой смазки допускается устанавливать рядом со смазываемым оборудованием, закрывая их при необходимости пылезащитными кожухами.
21.1.1. Для хранения и обслуживания автомобилей, принадлежащих предприятию, необходимы следующие объекты:
стоянка автомобилей (открытая или закрытая, в соответствии с табл. 98);
эстакада для мойки автомобилей.
Таблица 98
Проектирование этих объектов выполняется по СНиП II-Д.9-62 "Предприятия по обслуживанию автомобилей".
21.1.2. Способ хранения автомобилей определяется их назначением и величиной средней температуры наружного воздуха наиболее холодного периода, указанной в СНиП II-А.6-72 "Строительная климатология и геофизика", и принимается по табл. 98.
21.1.3. В закрытых стоянках предусматриваются отопление, вентиляция и смыв полов.
21.1.4. Закрытая и открытая стоянки должны иметь бетонное покрытие и быть оборудованы водоразборным краном для заправки автомобилей водой. В холодный период необходимо подавать горячую воду с температурой 60 °C.
21.1.5. При проектировании открытой стоянки автомобилей с подогревом двигателей в холодный период предусматривается подача горячего воздуха с температурой 70 °C в количествах, указанных в табл. 99. Длина ветви воздуховода принимается не более 50 м.
Таблица 99
Расход горячего воздуха, подаваемого
на один автомобиль, м3/ч
21.1.6. Количество автомобилей, размещаемых на открытой стоянке, принимается по табл. 100.
Таблица 100
Размещение автомобилей на открытой стоянке
21.1.7. Целесообразно проектировать двустороннюю стоянку с размещением с одной стороны технологических автомобилей (с воздухоподогревом), с другой стороны - хозяйственных (без воздухоподогрева).
21.1.8. При общем количестве автомобилей до 25 шт. проектируется односторонняя стоянка.
21.1.9. Высота эстакады для мойки автомобилей назначается не менее 0,5 м, длина - не менее 12 м. Она оборудуется моечной установкой производительностью не менее 80 л/мин и напором не менее 10 кг/см2. Расход воды на мойку одного автомобиля (в л):
легкового ........................................ 600
грузового (хозяйственного) ....................... 850
автобуса ......................................... 900
технологического марок:
КрАЗ ......................................... 1000 - 1500
БелАЗ ........................................ 1500 - 2000
Примечание.
Большее значение принимается для автомобилей, работающих на перевозке вскрыши и карбонатных пород.
21.2.1. Материально-техническое снабжение предприятия осуществляется непосредственно от поставщика и с районных баз материально-технического снабжения железнодорожным и автомобильным транспортом.
21.2.2. Для приема, хранения и выдачи материалов предусматриваются следующие склады:
резервуарный ГСМ;
тарный ГСМ;
материальный.
21.2.3. Емкость склада ГСМ (горюче-смазочных материалов) и запас нефтепродуктов принимаются в зависимости от условий доставки, но не менее чем на месячную потребность (30 календарных суток).
Годовая потребность в материалах принимается по заданиям смежных специальностей.
21.2.4. Емкость резервуарного склада дизельного топлива, при доставке его железнодорожным транспортом, принимается не менее 120 - 150 м3. Слитое дизельное топливо должно отстаиваться не менее 10 суток.
Минимальная емкость резервуарного склада при автомобильной доставке дизельного топлива принимается равной 10 м3 (два резервуара по 5 м3). Емкость резервуарного склада бензина принимается не менее 10 м3.
21.2.5. Тарный способ хранения горюче-смазочных материалов предусматривается при их небольшом запасе (5 т и менее). Небольшие запасы смазочных материалов хранятся в материальном складе в отдельном помещении.
Площадь тарного склада определяется по формуле
F = Gt/365q,
где F - площадь пола склада с учетом проходов и проездов, м2;
G - годовая потребность в горюче-смазочных материалах, т;
t - запас хранения в календарных сутках;
q - укладочная масса (с учетом проходов):
q = 0,2 т/м2.
21.2.6. Материальный склад предусматривается для приема, хранения, сортировки и выдачи оборудования, сменных узлов, запасных частей, проката черных и цветных металлов, технических материалов, металлоотходов. Материалы в зависимости от свойств хранятся в различных помещениях. Технологические условия хранения и складирования даны в табл. 101.
Таблица 101
Технологические условия хранения и складирования материалов
Площадь для хранения материалов определяется по формуле
F = GtK1K2K3/12q,
где F - площадь пола склада с учетом проходов и проездов, м2;
G - годовая потребность в материалах, т;
t - запас хранения, мес.:
оборудование, узлы и детали, получаемые со стороны ............ 12
то же, собственного изготовления .............................. 2 - 3
прокат сортовой, трубы ........................................ 1 - 1,5
резинотехнические изделия ..................................... 2 - 3
смазочные материалы и химикаты ................................ 1 - 1,5
строительные материалы и санитарно-техническое оборудование ... 1 - 1,5
лесоматериалы ................................................. 2 - 3
хозяйственные и вспомогательные материалы ..................... 1 - 1,5
q - укладочная масса (с учетом проходов), т/м2:
Оборудование и запасные части:
оборудование:
крупное ................................................. 1,0 - 1,2
среднее и мелкое ........................................ 0,8 - 1,0
штанги буровые .............................................. 1,8 - 2,0
поковки, литье .............................................. 1,0 - 1,2
запасные части .............................................. 0,6 - 0,8
арматура трубопроводная, радиаторы .......................... 0,8 - 1,0
подшипники .................................................. 0,8 - 1,0
электрооборудование и аппаратура ............................ 0,5 - 0,7
осветительная арматура ...................................... 0,2 - 0,4
лабораторное оборудование и приборы ......................... 0,1 - 0,2
Черные и цветные металлы:
футеровка стальная .......................................... 3,4 - 3,6
сталь, прокат сортовой ...................................... 1,8 - 2,0
сталь листовая .............................................. 2,0 - 2,4
стальные трубы .............................................. 0,8 - 1,0
канат стальной, сетка ....................................... 0,8 - 1,0
кабель, провод .............................................. 0,6 - 0,8
баббит, олово ............................................... 2,8 - 3,2
медь, латунь листовая ....................................... 2,4 - 2,6
медные и латунные трубы ..................................... 1,0 - 1,2
лом металлический ........................................... 2,4 - 2,6
Смазочные материалы и химикаты:
смазочные масла и мази ...................................... 0,5 - 0,8
краски и лаки ............................................... 0,5 - 0,8
карбид кальция .............................................. 0,6
Вспомогательные материалы:
инструмент .................................................. 0,5 - 0,8
крепежные изделия, электроды ................................ 1,4 - 2,0
абразив, каменное литье ..................................... 0,4 - 0,6
резинотехнические изделия ................................... 0,5 - 0,6
строительные материалы ...................................... 1,0 - 1,4
лесоматериалы ............................................... 0,5 - 0,8
специальная одежда, канцелярские товары ..................... 0,15
хозяйственный инвентарь, обтирочные материалы ............... 0,2 - 0,3
K1 - коэффициент на неучтенное количество материалов; K1 = 1,1;
K2 - коэффициент на неучтенную номенклатуру; K2 = 1,15;
K3 - коэффициент на неравномерность завоза материалов; K3 = 1,15.
21.2.7. Расчет площадей для приема, сортировки и выдачи материалов производится по формуле
![]() где F - площадь приемно-отпускных площадок, м2;
G - годовое поступление материалов на склад, т;
; ;t - время нахождения материалов на приемной площадке; t = 2 суток;
q - укладочная масса материалов; q = 0,5 т/м2;
Kи - коэффициент использования площади; Kи = 0,5;
365 - количество дней приема материалов в год;
260 - количество дней выдачи материалов в год.
21.2.8. Состав и площадь отделений материального склада в зависимости от мощности предприятия принимаются по табл. 102.
Таблица 102
Площадь отделений материального склада, м2
Примечание. Целесообразно блокировать с материальным складом отапливаемую стоянку для пожарной и санитарной машин.
21.2.9. Для механизации переработки грузов на материальном складе предусматривается электропогрузчик грузоподъемностью 1 т с комплектом сменных грузозахватных приспособлений. Для работы с грузами в недоступных для электропогрузчика местах используются средства малой механизации (тележки, рольганги, роликовые ломы). Хранятся материалы на универсальных стеллажах.
21.2.10. Для разгрузки железнодорожных платформ и автомашин и укладки материалов на площадке под навесом предусматриваются кран подвесной электрический грузоподъемностью 5 т и таль электрическая грузоподъемностью 5 т. Приемные и отпускные площадки оборудуются весами грузоподъемностью 1000 и 50 кг.
Склады проектируются с рампами на уровне платформ железнодорожного и автомобильного транспорта. Высоты рамп принимаются по СНиП II-П.1-62 "Складские здания и сооружения общего назначения".
21.2.11. При определении количества рабочих на материальном складе используются "Единые нормы выработки и времени на вагонные, автотранспортные и складские погрузочно-разгрузочные работы", утвержденные Государственным Комитетом Совета Министров СССР по вопросам труда и заработной платы (постановление N 346 от 28 октября 1968 г.)
Количество рабочих определяется по формуле
П = QK/(260An),
где П - количество рабочих на складе, чел.;
Q - годовое поступление материалов, т;
K - коэффициент грузопереработки; K = 2 - 6 (меньшее значение K принимается при минимальном цикле работ: прием-выдача; большее значение принимается при полном цикле работ: прием, сортировка, растаривание, размещение на складе, комплектование и выдача);
A - норма переработки грузов одним рабочим; для ориентировочных расчетов берется 9 т/смену;
n - количество рабочих смен в сутки.
И ЧИСЛЕННОСТЬ ПРОМЫШЛЕННО-ПРОИЗВОДСТВЕННОГО ПЕРСОНАЛА
ТЕХНИКО-ЭКОНОМИЧЕСКИХ ПОКАЗАТЕЛЕЙ И ЧИСЛЕННОСТИ
22.1.1. Технология щебеночных заводов, перерабатывающих изверженные и метаморфические породы:
группа перерабатываемых пород по буримости - IX;
содержание в сырье легкопромываемой глины - в пределах 4 - 6%;
выход товарной продукции из 1 т горной массы - 78 - 82%;
в том числе:
щебня мелких фракций 5 - 10 и 10 - 20 мм - 40 - 50%;
обогащенного песка из отходов дробления - 15 - 10%;
промывка готовой продукции - круглогодовая;
объем мытой продукции от общего выпуска:
щебня - 40 - 50%;
песка - 100%.
22.1.2. Технология гравийно-песчаных заводов с содержанием гравийно-валунного материала в пределах 50%:
загрязненность горной массы легкоразмываемыми глинистыми включениями - от 10 до 12%;
группа перерабатываемых пород - I - II;
выход товарной продукции из 1 т горной массы - 85%;
в том числе:
гравия мелких фракций 5 - 10 мм и 10 - 20 мм - 10 - 15%;
щебня мелких фракций 5 - 10 мм и 10 - 20 мм - 25 - 30%;
обогащенного песка - 50 - 40%;
промывка готовой продукции на грохотах - круглогодовая;
объем мытой продукции - 100%.
22.1.3. Горные работы:
коэффициент вскрыши - 0,3;
группа перерабатываемых пород вскрыши - I - III;
вскрышные и добычные работы ведутся способом экскавации;
буровзрывные работы - подрядный способ.
22.1.4. Технологический транспорт:
для щебеночных заводов - автомобильный;
для гравийно-песчаных заводов мощностью до 1400 тыс. м3/год - автомобильный;
для гравийно-песчаных заводов мощностью 1400 тыс. м3/год и выше - конвейерный;
транспортировка пород вскрыши в отвал - автомобильный;
расстояние транспортировки сырья внутри карьера - 0,5 км.
22.1.5. Хозяйственный транспорт предприятия.
22.1.6. Транспортные коммуникации:
а) Протяженность автодорог, км:
автодорога карьер - цех по переработке сырья - 1 - 2;
автодорога карьер - отвалы вскрышных пород и отходов - 1;
промплощадка - внешняя автодорога - от 1,5 до 4 (в зависимости от мощности предприятия).
б) Протяженность железнодорожных путей, км:
подъездной путь, обслуживаемый МПС: для щебеночных - 4, для гравийно-песчаных заводов - 2;
пути на промплощадке, обслуживаемые силами предприятия: для щебеночных - 3 - 5, для гравийно-песчаных заводов - 3 - 4.
22.1.7. Протяженность инженерных коммуникаций, км:
воздушных линий электропередач 6 - 10 кВ - 8;
внешних сетей водопровода (производственного и хозяйственно-питьевого) - 6;
внешних сетей канализации - 2;
внутриплощадочных сетей теплофикации, пульповодов хвостового хозяйства и водовода оборотного водоснабжения - 1,5 - 2 (каждая сеть).
22.1.8. Отопительная котельная на мазуте или на газе.
22.1.9. Режим работы предприятия:
основных производственных цехов - прерывный, в три смены в сутки, при пятидневной рабочей неделе;
подсобно-вспомогательных подразделений и служб - прерывный, при пятидневной рабочей неделе; количество рабочих смен в сутки устанавливается потребностью в рабочей силе и наличием рабочих мест;
котельной - непрерывный, в течение 365 дней, в три смены в сутки; в летний сезон численность обслуживающего персонала котельной снижается до 30% от численности рабочих, занятых в отопительный период;
отгрузка готовой продукции - круглогодовой, в течение 365 дней, при непрерывной рабочей неделе. Количество смен устанавливается на основании объемов работ, принятых средств механизации, с учетом действующих норм на погрузочно-разгрузочные операции, а также в зависимости от поступления железнодорожных вагонов, но не менее двух смен в сутки, причем работа второй смены принимается "по вызову".
22.1.10. Явочная численность основных производственных рабочих устанавливается исходя из принятого режима работы, расстановки исполнителей по местам, максимального использования рабочего времени, совмещения профессий рабочих, компоновки технологического оборудования в производственных корпусах.
Численность рабочих, занятых на выполнении ремонтов, определяется исходя из программы и трудоемкости работ и годового эффективного фонда времени одного рабочего.
Коэффициент подсмены для различных режимов работы определяется отношением номинального фонда к эффективному фонду рабочего времени.
Номинальный фонд рабочего времени по производственным подразделениям, работающим на прерывном режиме, принимается 260 суток, при непрерывном режиме - 365 суток.
Эффективный фонд рабочего времени 232 рабочих дня. Коэффициент перехода от явочной численности к списочной при прерывной рабочей неделе составляет 1,12, при непрерывной - 1,57.
22.1.11. Численность промышленно-производственного персонала определена для двух вариантов обеспечения предприятий нерудных строительных материалов услугами специализированных организаций.
I вариант - буровзрывные работы и капитальные и средние ремонты оборудования выполняются подрядным способом, а обслуживание подъездного железнодорожного пути, работ по подаче порожняка и вывозке груженых железнодорожных составов - силами МПС.
II вариант - все виды ремонтов оборудования, внутрикарьерные автомобильные перевозки, а также услуги, перечисленные в пункте I, выполняются подрядным способом.
22.2.1. Основные технико-экономические показатели определены применительно к условиям I территориального пояса и II климатической зоны и приведены в табл. 103.
Таблица 103
Основные технико-экономические показатели (по I варианту)
Примечание. Мощность предприятия показана в числителе - всего по нерудным, в знаменателе - по щебню.
НА ОБСЛУЖИВАНИИ ПРЕДПРИЯТИЙ С ЭКСКАВАТОРНЫМ
СПОСОБОМ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ
22.3.1. Горные работы
Нормативы численности рабочих, занятых на экскаваторных и вспомогательных работах, приведены в табл. 104, а на буровые работы - в табл. 105.
Таблица 104
Нормативы численности рабочих, занятых
на экскаваторных и вспомогательных работах
Примечания: 1. При производстве работ дизельными экскаваторами в зимнее время в состав бригады добавляется один горнорабочий 2 разряда. Если два дизельных экскаватора находятся на одном уступе на расстоянии до 100 м друг от друга, то в состав двух бригад добавляется один горнорабочий.
2. Помощники машинистов экскаваторов тарифицируются при наличии прав машинистов экскаватора на один разряд ниже и при отсутствии прав - на два разряда ниже машиниста экскаватора.
3. При разработке мокрых налипающих пород в состав бригад вводится один горнорабочий 2 разряда.
Таблица 105
Примечания: 1. При размещении буровых станков (обслуживаемых бригадой из двух человек) на одном уступе на расстоянии менее 20 м один от другого принимается один помощник на каждые два станка.
2. При снабжении станков БМК-4М, СБМК-5, БТС-150, 1СБУ-125 и перфораторов сжатым воздухом от одиночных передвижных компрессоров обязанности машиниста компрессора совмещаются с обязанностями бурильщика скважин или шпуров.
3. При объединении на одной площадке передвижных компрессоров, обслуживающих станки БМК-4М, СБМК-5, 1СБУ-125, БТС-150 и перфораторы, в группы (батареи) в количестве трех-четырех штук принимается один машинист компрессора на группу.
4. Помощники бурильщиков скважин тарифицируются при наличии прав бурильщика на один разряд ниже, а при отсутствии прав - на два разряда ниже бурильщика скважин.
Нормы трудозатрат на взрывные работы (на основании ЕНиР 1974 г.) приведены в табл. 106 - 110. При числе взрывников более двух предусматривается один старший взрывник 6 разряда.
Таблица 106
Нормы трудозатрат на подготовку ВВ и СВ при взрывании
скважинных зарядов ручным способом, чел.-ч,
на 1000 м3 горной массы
Примечание. При заряжании скважин неслежавшимися ВВ (зерногранулитами) суммарные нормы трудозатрат умножаются на коэффициент 0,85.
Таблица 107
Нормы трудозатрат на механизированное заряжание
скважинных зарядов, чел.-ч на 1000 м3 горной массы
Примечания: 1. При заряжании обводненных скважин суммарные нормы трудозатрат умножаются на коэффициент 1,3.
2. Заряжание скважин производится машинами типа МЗ-3 (СУЗН-5), а забойка - машинами ЗС-1Б.
Таблица 108
Суммарные нормы трудозатрат на подготовку ВВ и СВ,
заряжание и взрывание скважинных зарядов
при механизированном способе заряжания,
чел.-ч на 1000 м3 горной массы
Примечания: 1. Для заряжания скважин неслежавшимися ВВ (зерногранулитами) суммарные нормы затрат умножаются на коэффициент 0,98.
2. Заряжание скважин производится машинами типа МЗ-3 (СУЗН-5), а забойка - машинами ЗС-1Б.
Таблица 109
Суммарные нормы трудозатрат на подготовку ВВ и СВ,
заряжание и взрывание скважинных зарядов
при немеханизированном способе заряжания,
чел.-ч на 1000 м3 горной массы
Примечания: 1. При заряжании скважин неслежавшимися ВВ (зерногранулитами) суммарные нормы трудозатрат умножаются на коэффициент 0,98.
2. При заряжании скважин диаметром более 200 мм нормы трудозатрат увеличиваются на:
0,10 чел.-ч - для диаметра 250 мм;
0,20 чел.-ч - для диаметра более 250 мм.
Таблица 110
заряжание и взрывание 100 шпуровых зарядов
при электрическом способе взрывания, чел.-ч
В табл. 111 - 112 даются укрупненные нормативы численности производственного персонала (для вспомогательных работ и складов ВМ).
Таблица 111
Укрупненные нормативы численности персонала
для вспомогательных горных работ
--------------------------------
Таблица 112
складов ВМ, чел. в сутки
Примечания: 1. При увеличении емкости склада по сравнению с типовой на каждое дополнительное хранилище ВВ принимается один машинист электрокара и один рабочий.
2. На разгрузку ВМ, прибывающих на склад (разгрузочный тупик), привлекаются дополнительно рабочие 2 разряда.
3. Для складов ВМ предусматривается военизированная охрана, организуемая специализированными подразделениями УВД.
Для оцепления взрывоопасной зоны привлекаются рабочие, занятые на вспомогательных работах карьера с соответствующей доплатой, учитываемой в фонде заработной платы.
22.3.2. Карьерный транспорт
Нормативы численности рабочих, занятых на карьерном автомобильном и железнодорожном транспорте, приведены в табл. 113.
Таблица 113
Нормативы численности рабочих, занятых на карьерном
автомобильном и железнодорожном транспорте
При конвейерном транспорте породы из карьера на завод или в отвал численность рабочих определяется по следующим нормативам (для конвейерных линий производительностью до 1000 м3/ч):
Забойные, отвальные и передаточные конвейеры
Магистральные конвейеры
Ленточные отвалообразователи
Для передвижки забойных и отвальных конвейеров, кроме машиниста турнодозера, привлекаются также рабочие, занятые на эксплуатации этих конвейеров.
22.3.3. Технологические операции
Нормативы численности рабочих, занятых на обслуживании технологического оборудования заводов, приведены в табл. 114.
Таблица 114
Нормативы численности рабочих, занятых
на обслуживании технологического оборудования
Примечания: 1. Приведенные в таблице нормативы численности рабочих составлены с учетом:
рекомендаций по совмещению профессий (Нормативы численности рабочих обогатительных фабрик, предприятий горнодобывающей промышленности. НИИ труда, М., 1971);
автоматизации производственных процессов и механизации уборки просыпи.
2. При определении численности технологических рабочих необходимо учитывать принятую компоновку технологического оборудования в производственных корпусах.
22.3.4. Средства автоматизации
Нормативы численности рабочих по обслуживанию средств автоматизации даны в табл. 115.
Таблица 115
Нормативы численности рабочих по обслуживанию
средств автоматизации
22.3.5. Устройство электроснабжения
Нормативы численности рабочих, занятых на обслуживании устройств электроснабжения, приведены в табл. 116.
Таблица 116
Нормативы численности рабочих, занятых
на обслуживании устройств электроснабжения
--------------------------------
22.4.1. Сводная (списочная) численность промышленно-производственного персонала предприятий (I вариант) указана в табл. 117.
Таблица 117
Сводная (списочная) численность
промышленно-производственного персонала предприятий
(I вариант)
--------------------------------
<**> Транспортировка полезного ископаемого от карьера до приемного бункера завода предусматривается конвейерным транспортом.
22.4.2. Численность рабочих (явочная), обслуживающих основные производственные подразделения щебеночных заводов, приведена в табл. 118.
Таблица 118
Численность рабочих (явочная), обслуживающих основные
производственные подразделения щебеночных предприятий
--------------------------------
22.4.3. Численность рабочих (явочная), обслуживающих основные производственные подразделения гравийно-песчаных заводов, приведена в табл. 119.
Таблица 119
Численность рабочих (явочная), обслуживающих основные
производственные подразделения гравийно-песчаных предприятий
22.4.4. Численный состав административно-хозяйственного и цехового персонала указан в табл. 120.
Таблица 120
Численный состав административно-управленческого
и цехового персонала предприятий нерудных
строительных материалов
Примечания: 1. Численность инженерно-технических работников и служащих принята в соответствии с "Типовыми структурами управления и нормативами численности инженерно-технических работников и служащих предприятий промышленности нерудных строительных материалов", разработанными институтом ВНИИнеруд и утвержденными 09.12.71 г. Министерством промышленности строительных материалов СССР.
2. Численность вспомогательного технического персонала определена по "Типовым нормативам оптимальных соотношений численности инженерно-технических работников и вспомогательного технического персонала в аппарате управления предприятий промышленности строительных материалов", разработанным институтом ВНИИЭСМ и утвержденным 29.05.73 г. Министерством промышленности строительных материалов СССР.
3. В знаменателе приведена мощность по щебню.
22.4.5. Сводная (списочная) численность промышленно-производственного персонала предприятий (II вариант) приведена в табл. 121.
Таблица 121
Сводная (списочная) численность
промышленно-производственного персонала предприятий
(II вариант)
--------------------------------
<**> Транспортировка полезного ископаемого от карьера до приемного бункера завода предусматривается конвейерным транспортом.
СРЕДСТВ ГИДРОМЕХАНИЗАЦИИ
23.1.1. Указания, изложенные в главах 3 - 6 части второй, распространяются и на карьеры с добычей полезного ископаемого средствами гидромеханизации.
23.1.2. Классификация грунтов применительно к различным способам их гидромеханизированной разработки приведена в табл. 122.
Таблица 122
землесосными снарядами
Примечания: 1. В случаях, когда проектом устанавливается необходимость послойной разработки грунтов, группа грунтов определяется для каждого слоя отдельно.
2. При разработке забоя, сложенного песчаными грунтами, относящимися к I, II, III группам, с прослойками связных грунтов толщиной от 0,2 до 0,6 м (не более одной прослойки на каждые 2 м высоты забоя при суммарной толщине этих прослоек, не превышающей 20% общей высоты забоя) средняя группа грунта в забое принимается соответственно II, III и IV. При этом отнесение грунтов к высшим категориям распространяется только на площади карьера, занятые этими прослойками.
3. При разработке грунтов в забоях, засоренных пнями, корнями, топляками, деревьями, болотной и водной растительностью, а также валунами и камнями, влияющими на производительность землесосных снарядов, проектом предусматривается снижение их производительности на 6 - 10%.
23.1.3. Для гидромеханизированных карьеров в состав горнокапитальных работ, приведенных в главе 3 (3.4) части второй, дополнительно включаются пионерные траншеи и котлованы для монтажа и ввода в забой оборудования.
Минимальные размеры пионерных котлованов по дну для землесосных снарядов:
Минимальные размеры пионерных котлованов по дну для гидромониторно-землесосных установок:
Съезд в котлован принимается шириной 4 - 6 м с уклоном 1:8.
23.1.4. В зависимости от горно-геологических условий, физико-механических свойств грунтов месторождений, разрабатываемых средствами гидромеханизации, применяют землесосные или гидромониторные работы.
23.2.1. Плавучие землесосные снаряды и специальные снаряды применяются при разработке обводненных и подводных песчано-гравийных месторождений.
23.2.2. Плавучие землесосные снаряды используются при разработке грунтов (см. табл. 122).
23.2.3. Рекомендации по выбору типа грунтозаборных устройств и специальных снарядов при разработке внекатегорийных грунтов приведены в приложении XVII.
23.2.4. Значения параметров системы разработки (общая минимальная высота забоя, обеспечивающая нормальную работу земснаряда; минимально допустимая глубина разработки ниже уровня воды; средняя величина недобора и ширина прорези, обеспечивающая оптимальные условия папильонирования) приведены в табл. 123.
23.2.5. Заложение подводных откосов принимается по табл. 124.
Таблица 123
Примечания: 1. При общей высоте забоя менее указанной в табл. 123 производительность землесосного снаряда уменьшается на 10%.
2. Предельно допустимые высота надводной и глубина подводной частей забоя устанавливаются проектом.
3. Недобор оставляется с целью исключения разработки землесосным снарядом подстилающей непродуктивной толщи карьера на дне его, считается потерей полезного ископаемого и исключается из объема промышленных запасов.
Таблица 124
Примечание. Временный угол естественного откоса стенки забоя в процессе работы землесосного снаряда определяется по формуле
![]() где
23.2.6. Удельные расходы воды на разработку и транспортирование грунта землесосными снарядами берутся по табл. 125. Там же даны ориентировочные удельные расходы воды при разработке грунтов специальными добычными снарядами, применение которых допускается при соответствующем обосновании.
Таблица 125
Примечания: 1. Для внекатегорийных грунтов удельные расходы воды принимаются на основании данных работы добычного оборудования в аналогичных условиях.
2. Значения удельных расходов для эрлифтных снарядов являются ориентировочными и уточняются в каждом случае расчетом.
23.2.7. Удельные расходы воздуха на разработку грунта землесосными снарядами с вертикальными и наклонными эрлифтными грунтозаборными устройствами параллельной системы принимаются соответственно по табл. 126 и 127. Нормы составлены по средневзвешенным показателям экспериментов, опытной и промышленной эксплуатации и подлежат уточнению в зависимости от конкретных условий разработки грунтов месторождения.
Таблица 126
Удельные расходы воздуха, Нм3 (760 мм рт. ст., 20 °C),
на разработку 1 м3 грунта землесосным снарядом
с вертикальным эрлифтным грунтозаборным устройством
(по данным В.И. Михайлова)
Примечание. Глубина разработки грунта принята от 10 до 40 м, а высота подъема воздушно-водогрунтовой смеси - от 1,1 до 5 м.
Таблица 127
на разработку 1 м3 грунта землесосным снарядом
с наклонным эрлифтным грунтозаборным устройством
(по данным В.И. Михайлова)
Примечания: 1. Расчетный угол наклона эрлифтного грунтозаборного устройства к горизонту при добыче принят: для грунтов I группы - 30 - 80°, для остальных групп - 55 - 80°.
2. Глубина разработки грунта принята от 10 до 30 м, а высота подъема воздушно-водогрунтовой смеси - от 1,3 до 4,5 м.
23.2.8. Методика расчета производительности плавучих землесосных снарядов дана в приложении XV.
23.2.9. Состав вспомогательного флота для обслуживания плавучих землесосных снарядов приводится в табл. 128.
Таблица 128
Состав вспомогательного флота для обслуживания
плавучих землесосных снарядов
23.3.1. Гидромониторный способ разработки горных пород (нескальных) не имеет существенных ограничительных условий для применения, за исключением наличия гарантированного источника водоснабжения.
Гидромониторы наиболее целесообразно применять при разработке грунтов, характеристики которых приведены в табл. 129.
Таблица 129
Классификация грунтов по группам в зависимости
от трудности разработки их гидромониторами
Примечания: 1. При проектировании разработки забоя, сложенного грунтам различных групп, в пределах каждого расчетного периода принимается средняя группа, определяемая как средневзвешенное по соотношению мощности слоев разнородных грунтов.
2. По группе I нормируются предварительно разрыхленные грунты, предусмотренные таблицей, кроме грунтов с содержанием гравия более 1%, и полужирных глин. Грунты с содержанием гравия и гальки более 1% и полужирные глины, предварительно разрыхленные, относятся к ближайшей низшей по трудности разработки группе (например, предварительно разрыхленные грунты V группы относятся к IV).
3. При разработке грунтов в забоях, засоренных пнями, корнями, топляками, деревьями, болотной и водной растительностью, а также валунами и камнями, влияющими на производительность гидромониторных установок, необходимо предусматривать в проекте снижение производительности на 5 - 10%.
23.3.2. Высота уступа при гидромониторном размыве принимается в зависимости от физико-механических свойств пород, типа и конструкции гидромониторов и условий организации разработки карьера и не должна превышать 30 м. При высоте забоя менее 3 м применение гидромониторного размыва не рекомендуется.
23.3.3. Наименьшее расстояние от гидромониторов и другого забойного оборудования до подошвы забоя (кроме гидромониторов ближнего боя с дистанционным управлением) должно составлять для лессовидных грунтов 1,2 высоты уступа, для остальных грунтов должно быть равно высоте уступа.
23.3.4. Наибольшее удаление гидромониторов от забоя не должно превышать эффективной дальности полета струи при разрушении пород, определяемой удельным давлением, достаточным для размыва данной породы, напором и диаметром насадки гидромонитора.
При определении удаления гидромонитора от забоя и шага передвижки гидромонитора следует руководствоваться данными табл. 130 и графиками (рис. 32, 33 и 34 приложения XVIII).
Таблица 130
Оптимальное удельное давление в забое
23.3.5. Шаг передвижки гидромонитора должен быть не более разности наибольшего и наименьшего расстояния его от забоя, но не менее 6 м.
23.3.6. Ширина забоя в расчете на один гидромонитор не должна превышать наибольшего удаления гидромонитора от забоя.
23.3.7. Напор струи гидромонитора и уклон подошвы забоя для различных грунтов принимаются по табл. 131.
Таблица 131
Напор струи гидромонитора и уклон подошвы забоя
23.3.8. Удельные расходы воды для размыва грунта в зависимости от высоты забоя берутся по табл. 132.
Таблица 132
гидромониторами в зависимости от высоты забоя, м3
23.3.9. Методика определения производительности гидромониторных установок приводится в приложении XVIII.
23.3.10. Допустимая высота недомыва находится в пределах 0,5 - 1,5 м.
23.3.11. Уборку недомыва рекомендуется предусматривать гидромониторным способом после предварительного рыхления грунта при помощи бульдозера.
23.3.12. Уборка из забоя валунов, древесины, пней, препятствующих дальнейшим гидромониторным работам, определяется проектом.
24.1.1. Безнапорный гидротранспорт следует применять при естественном уклоне трассы, достаточном для надежного перемещения гидросмеси по лоткам, земляным канавам, реже - по трубам. В остальных случаях следует использовать напорный гидротранспорт по трубам под воздействием напора, естественного (за счет разности отметок) или искусственного.
24.1.2. Сеть трубопроводов надлежит проектировать в комплексе с остальными элементами гидротранспортной системы (зумпф, бункер-смеситель; питатель для ввода в поток грунта; плавучий землесосный снаряд).
Число нитей, диаметр и материал напорного трубопровода определяются технико-экономическими расчетами с учетом параметров оборудования и устройств всей системы гидротранспорта.
24.1.3. Гидротранспорт на большие расстояния и большую высоту, требующий применения более трех станций подъема, а также гидротранспорт гидросмесей с высокой концентрацией (консистенция 1:1 - 1:2) следует выполнять по индивидуальным проектам с проведением предварительных исследований в производственных или лабораторных условиях.
24.1.4. При проектировании гидротранспорта следует руководствоваться указаниями глав СНиП "Магистральные трубопроводы" и "Промышленный транспорт".
24.2.1. Трасса магистральных трубопроводов назначается по возможности прямой, с минимальным количеством поворотов и резких изменений уклона.
24.2.2. Профиль магистральных трубопроводов должен соответствовать общему характеру рельефа местности, за исключением микрорельефа, который, во избежание резких изломов профиля, сглаживается планировкой или укладкой труб на эстакадах или на отдельных опорах.
24.2.3. На участках с ровным рельефом и в выемках магистральные трубопроводы укладываются на деревянных или железобетонных прокладках и опорах. В табл. 133 приведены величины допустимых расстояний между опорами трубопроводов из условия допустимого прогиба стальных труб.
Таблица 133
Допустимые расстояния между опорами трубопроводов
На подтопленных участках с высоким уровнем грунтовых вод укладка трубопровода предусматривается на свайных опорах.
24.2.4. Подъем трубопровода на эстакаду должен выполняться по наклонной линии (как правило, не круче, чем под углом 25° к горизонту) с плавными поворотами.
24.2.5. Отклонение от направления трассы напорного трубопровода в плане не должно превышать 45° - в обычных и 90° - в стесненных условиях.
24.2.6. Радиус сопряжения различных направлений трассы в плане и профиле не должен превышать:
Радиусы кривых поворотов не должны быть менее 2Д (Д - диаметр трубопровода).
24.2.7. На застроенных участках фабрик и заводов или участках интенсивного движения прокладку труб следует осуществлять в закрытых каналах или на эстакадах.
24.2.8. Для наблюдений, ремонта и замены пульповодов по его трассе необходимо предусматривать проезды вдоль пульповода и подъездные пути.
24.2.9. На магистральных трубопроводах, имеющих большое число поворотов, изломов, арматуры, при транспортировании гидросмеси с высокой концентрацией в верхней части трубы должны быть предусмотрены ревизии (специальные отверстия, закрываемые фланцами) для промывки трубопроводов.
24.2.10. Минимальный уклон напорных трубопроводов, как правило, принимается 0,005. При соответствующем обосновании уклоны их могут быть уменьшены.
24.2.11. Гидротранспорт при отрицательных температурах воздуха следует вести непрерывно.
24.2.12. Утепление магистральных трубопроводов (работа системы при отрицательных температурах воздуха) производится временно снегом, а при длительных морозах - грунтом, торфом, опилками и т.п. Задвижки и вантузы необходимо заключать в съемные ящики.
24.3.1. Тип и количество грунтонасосных установок выбираются по расходу транспортируемой пульпы и необходимому для ее гидротранспорта напору с расстановкой установок по трассе трубопровода таким образом, чтобы перед каждой грунтонасосной последующего подъема оставался напор 5 - 8 м от предыдущей установки.
24.3.2. Количество резервных агрегатов в грунтонасосных станциях второго и последующего подъемов принимается по табл. 134.
Таблица 134
Количество резервных агрегатов в грунтонасосных установках
24.3.3. Для запуска грунтовых насосов, защиты от гидравлических ударов, обеспечения простоты включения и переключения всасывающих и напорных трубопроводов необходимо предусматривать установку на всасывающей и напорной линии специальной арматуры (предохранительные и обратные клапаны, задвижки, воздушные колонки и т.д.).
24.3.4. Количество воды, подаваемое на гидроуплотнение грунтовых насосов и охлаждение подшипников, а также качество подаваемой воды необходимо принимать по каталогам насосного оборудования и техническим условиям заводов-изготовителей.
24.3.5. Зумпфы хвостовых грунтонасосных установок предназначаются либо для приема и сгущения пульпы, либо для ее приема и накопления. В первом случае должен быть запроектирован постоянный слив осветленной воды; во втором - предусмотрен аварийный слив на полный расчетный расход рабочих грунтовых насосов. Соответственно рассчитываются лотки слива. Уклоны принимаются в пределах 0,03 - 0,05.
24.3.6. Емкость зумпфа для обеспечения бесперебойной работы грунтовых насосов должна соответствовать 3 - 5-минутному суммарному расходу рабочих насосов (меньший показатель относится к насосам, имеющим большую производительность). Для взмучивания осадка зумпф должен быть оборудован агитационными устройствами.
24.3.7. Минимальная емкость аварийного бассейна должна быть не менее двойной емкости системы транспорта пульпы, опорожняемой самотеком в аварийный бассейн. Для перекачки из него пульпы необходима специальная насосная установка.
24.3.8. При компоновке пульпонасосных станций необходимо предусматривать монтажные площадки для производства ремонтных работ и прохода для обслуживающего персонала.
24.3.9. Все установленное в пульпонасосных станциях оборудование, имеющее массу сменных частей (деталей) более 50 кг, должно быть обеспечено подъемно-транспортными средствами.
24.3.10. Для обеспечения производства ремонтных работ в пульпонасосных станциях необходимо предусматривать соответствующее оборудование (слесарный верстак, сварочный и автогенный аппараты и др.).
24.4.1. Расчеты по напорному гидротранспорту грунта заключаются в определении скоростей, необходимых для транспортирования, а также в определении необходимых диаметров пульпопроводов и потерь напора в них.
24.4.2. При безнапорном гидротранспорте определяются: необходимый уклон лотков и трубопроводов, скорости транспортирования, размеры поперечных сечений лотков и диаметры пульпопровода.
24.4.3. Расчет гидротранспорта производится в зависимости от вида и крупности транспортируемого материала по действующим методикам расчета гидротранспорта. В приложении XIX приведена методика, разработанная институтом ВНИПИИстромсырье, учитывающая минимум приведенных затрат на перемещение единицы горной массы.
25.1.1. Гидроотвалы (хвостохранилища) могут устраиваться:
в замкнутых котлованах и выработанном пространстве карьера;
в долинах, оврагах и логах путем перегораживания их дамбами;
на равнинах, с дамбами обвалования с четырех сторон;
на не подверженных оползневым явлениям склонах, с возведением дамб с трех сторон.
25.1.2. Местоположение гидроотвала выбирается на основании технико-экономического сопоставления вариантов в увязке с компоновкой сооружений и устройств карьера и в зависимости от топографических, инженерно-геологических и гидрологических условий района строительства.
25.1.3. Устройство гидроотвалов вскрышных пород допускается на основаниях, состоящих из любых грунтов, при условии учета их физико-механических свойств.
25.2.1. Гидроотвалы в зависимости от грунтов, на которых возводятся ограждающие дамбы, и грансоставы пород, укладываемых в гидроотвал, подразделяются на следующие основные типы:
I тип - гидроотвалы, которые заполняются породой пылеватоглинистого состава и ограждающие дамбы которых возводятся из привозных грунтов;
II тип - гидроотвалы, которые заполняются породой, содержащей частицы крупнее 0,05 мм в количестве более 30% от подаваемого объема твердого, и ограждающие дамбы которых возводятся из намытых грунтов в процессе заполнения гидроотвала;
III тип - гидроотвалы, которые заполняются породой, содержащей частицы крупнее 0,05 мм от 15 до 30%, и ограждающие дамбы которых возводятся комбинированным способом: тело ограждающей дамбы намывается, а дамбы обвалования, необходимые для намыва, возводятся из привозного грунта.
25.2.2. В зависимости от высоты гидроотвалы подразделяются на:
низкие с высотой намыва до 10 м;
средние с высотой намыва 10 - 30 м;
высокие с высотой намыва более 30 м.
25.2.3. В зависимости от степени ответственности гидроотвалы делятся на классы капитальности:
класс I - особо ответственные - средние и высокие, авария которых сопряжена с катастрофическими последствиями для населенных пунктов и предприятий;
класс II - ответственные - средние и низкие, разрушение которых не может вызвать серьезных последствий в населенных пунктах;
класс III - малоответственные - низкие, расположенные в незастроенных местностях.
Класс капитальности отдельных элементов гидроотвала (ограждающих дамб, водосборных устройств и др.) определяют в соответствии со СНиП II-А.3-62, СНиП II-50-74 и действующими техническими условиями на проектирование гидроотвалов и хвостохранилищ.
Отнесение гидроотвалов к тому или иному классу производится по табл. 135 в зависимости от высоты гидроотвала, места его расположения, гидрометеорологических условий и интенсивности намыва.
Таблица 135
Классы капитальности гидроотвалов
Примечания: 1. Для гидроотвалов, расположенных в замкнутых котлованах и выработках карьеров, класс капитальности гидроотвалов следует снижать на единицу.
2. К районам с неблагоприятными гидрометеорологическими условиями следует относить зоны с выпадением осадков более 600 мм/год и нормой годового стока более 10 л·с·км2.
25.3.1. Вновь вводимое в эксплуатацию предприятие нерудных строительных материалов должно располагать площадками для гидроотвалов и хвостохранилищ с использованием в дальнейшем для укладки вскрыши или хвостов выработанного пространства карьера.
25.3.2. Емкость гидроотвала слагается из емкости, предназначенной для складирования породы, и объема-отстойника. В каждом гидроотвале различают начальную и общую (необходимую) емкость.
![]() где Vо - объем породы в естественном состоянии (в целике, подаваемом в гидроотвал), м3;
песок:
мелко- и среднезернистый .................. 1,03
глинистый ................................. 1,05 - 1,10
пылеватый ................................. 1,10
супесь ........................................ 1,05 - 1,15
суглинки ...................................... 1,2 - 1,5
глина ......................................... 1,5 - 2,0
Примечание. При эксплуатации гидроотвала в течение 7 лет принимаются меньшие значения коэффициентов.
Vп - объем пруда-отстойника, рассчитанного как отстойник непрерывного действия, м3.
Выбор размеров отстойного пруда производится из условий осаждения в нем фракций, крупность которых может оказать вредное влияние на истирание насосов оборотной воды. Ориентировочно эта крупность принимается 0,03 - 0,05 мм, а размер отстойника равным 5 - 10-суточному объему пульпы, подаваемой в гидроотвал;
Vд - дополнительная емкость, м3, необходимая главным образом для аккумуляции поверхностного стока водосбора, тяготеющего к гидроотвалу; надобность, а также размер дополнительной емкости определяются проектом.
25.3.4. Начальная емкость гидроотвалов II и III типов должна обеспечивать складирование породы не менее чем в течение одного года эксплуатации гидроотвала, I типа - в течение 2 - 5 лет.
25.4.1. При проектировании намыва гидроотвала необходимо исходить из следующего:
а) во всех случаях гидроотвал должен намываться от ограждающих дамб из пульпопровода, проложенного вдоль гребня дамбы;
б) при намыве следует максимально использовать возможности фракционирования грунтовых частиц, с тем чтобы крупность фракций закономерно возрастала от пруда к наружному откосу.
25.4.2. При укладке мелкозернистых грунтов намыв следует вести, как правило, слоями толщиной 0,20 - 0,30 м с рассредоточенной подачей пульпы; при крупнозернистых грунтах намыв можно производить сосредоточенным выпуском пульпы из торца пульпопровода. Во избежание переувлажнения уже уплотненных нижележащих слоев максимальную продолжительность непрерывного намыва слоев ограничивают временем: для глин - 18 ч, для суглинков - 24 ч. Возобновление намыва на ранее намытый слой допускается после снижения влажности грунта на пляже до 18 - 20% (примерно через 4 - 6 суток).
25.4.3. Рассредоточенная подача пульпы в гидроотвал осуществляется через отдельные отверстия-выпуски в намывном пульпопроводе; отверстия выпусков принимаются из условия пропуска 100 - 300 м3/ч пульпы и устраиваются как минимум через 6 - 12 м.
25.4.4. Способы намыва: эстакадный, низкоопорный и безэстакадный. Последний следует применять, когда складируемый в гидроотвал материал представлен среднезернистыми и крупнозернистыми песками и другими грунтами, состоящими из крупных фракций. В остальных случаях надлежит принимать низкоопорный или эстакадный. Низкоопорный применяется при высоте яруса намыва до 1,5 м, а эстакадный - когда высота яруса 2 м и выше.
При значительной высоте яруса пульпопровод может прокладываться по дамбе обвалования, а выпуск пульпы производиться через патрубки-ответвления, оборудованные специальными затворами.
25.4.5. Элементы пляжа - ширина, уклон и физико-механические свойства грунта, слагающего пляж, - надлежит принимать по гидроотвалам-аналогам, в которых способы намыва одинаковые, а складируемый грунт идентичен или близок по своим характеристикам к грунту, складируемому в проектируемый гидроотвал.
Минимальную длину пляжа намыва следует принимать из условия положения кривой депрессии
L1 = Hо(m - mо),
где Hо - высота от основания гидроотвала до поверхности расчетного яруса, м;
m - отношение горизонтальной проекции кривой депрессии к напору воды в прудке;
mо - отношение горизонтальной проекции наружного откоса гидроотвала к его высоте:
mо = 1/Iкр;
Iкр - критический градиент фильтрации, зависящий от грунта, намытого в наружную зону гидроотвала.
25.5.6. При отсутствии аналогов на гидроотвалы высокие и средней высоты (на стадии технического проекта) и гидроотвалы низкие (вне зависимости от стадии проектирования) расчет раскладки частиц грунта при намыве и определении среднего уклона пляжа можно проводить, используя приближенные методы (приложение XX).
Ориентировочные значения среднего уклона намываемой поверхности для различных грунтов приведены в табл. 136.
Таблица 136
Ориентировочные средние уклоны намываемой поверхности
25.5.1. К основным расчетам гидроотвала относятся: расчет гидроотвала на фильтрацию, расчет устойчивости внешнего откоса гидроотвала и водохозяйственный расчет.
25.5.2. Расчеты на фильтрацию и устойчивость выполняются по указанию СНиП II-53-73 "Плотины из грунтовых материалов, нормы проектирования" и ведутся при различных уровнях воды в отстойном пруде для отдельных наиболее характерных сечений дамбы.
Величина минимального коэффициента запаса устойчивости в зависимости от класса гидроотвала не должна быть ниже указанной.
25.5.3. Предварительное назначение уклонов внешних откосов гидроотвала следует производить по табл. 137.
Таблица 137
Уклоны внешних откосов гидроотвала
25.5.4. Водохозяйственный расчет производится по методике, приведенной в приложении XX.
25.5.5. При необходимости сбросов излишков воды из гидроотвала в естественные водоемы или когда мутность возвращаемой воды ограничивается технологией промывки материалов и требованиями к насосному оборудованию необходимо произвести расчеты по осветлению пульпы в гидроотвале или хвостохранилище.
25.5.6. При расчете осветления пульпы рекомендуется исходить из плановой картины потока; ширину потока при его изливе в гидроотвал следует принимать в соответствии с технологией намыва.
Плановое растекание потока по зеркалу гидроотвала рекомендуется принимать под углом 13° на расстоянии, равном 2/3 длины потока от места сброса до водоприемного колодца.
25.5.7. Продольный профиль потока разбивается на ряд расчетных участков, на каждом из которых определяется средняя скорость потока.
25.5.8. Глубина опускания частиц на длине расчетных участков определяется по формуле
![]() где
Vо - гидравлическая крупность расчетной частицы.
Полная глубина падения частиц в отстойном пруде гидроотвала определяется по формуле
![]() 25.6.1. Дамба, ограждающая гидроотвал, является одним из основных сооружений гидроотвала. Дамба первичного обвалования и дамбы наращивания входят в профиль гидроотвала.
Основные параметры и конструкции ограждающей дамбы зависят от типа, высоты и инженерно-геологической характеристики основания гидроотвала.
25.6.2. При проектировании гидроотвала первого типа, когда по тем или иным причинам намытая призма грунта при расчете устойчивости не может быть включена в поперечное сечение ограждающей дамбы, последняя проектируется как земляная плотина соответствующего класса и возводится очередями с учетом следующих требований:
высота дамбы первой очереди принимается из расчета создания емкости, обеспечивающей эксплуатацию гидроотвала в течение первых 2 - 5 лет;
высота дамбы второй очереди принимается из расчета создания емкости на последующие 2 - 5 лет эксплуатации гидроотвала и возводится за счет развития дамбы в нижний бьеф;
до возведения дамбы третьей очереди надлежит произвести исследования призмы намытого грунта вдоль всей дамбы на ширину не менее 100 м на предмет использования ее как основания для отсыпки дамб последующих очередей.
25.6.3. Повышение гребня ограждающей дамбы над статическим уровнем воды при пропуске паводка, а также над расчетной отметкой волны должно быть достаточным для недопущения перелива и переплесков воды через гребень ограждающих дамб и в зависимости от условий эксплуатации и класса дамб определяется по СНиП II-53-73.
25.6.4. Ширину гребня дамбы надлежит назначать с учетом условий строительства и эксплуатации гидроотвала, но не менее 2 м.
25.6.5. Для дамб и плотин гидроотвалов I и II класса необходимо предусматривать установку аппаратуры для наблюдений за осадкой и смещением сооружений (реперные марки), за положением кривой депрессии (шахтные пьезометры) в теле дамбы, за уплотнением шламов в гидроотвале (телескопические пьезометры).
25.6.6. Для проведения контрольных наблюдений за дамбой гидроотвала и за технологией намыва плотины должна быть предусмотрена специальная лаборатория с необходимым штатом и оборудованием.
25.6.7. Состав контрольной аппаратуры и необходимость организации лаборатории определяются проектом.
25.7.1. Осветленная в пруде-отстойнике вода отводится за пределы гидроотвала либо самотеком через водосбросные колодцы, либо откачкой плавучими насосными станциями. Способ отвода осветленной воды в каждом конкретном случае решается в увязке с проектом производственного водоснабжения.
25.7.2. При проектировании водосбросных колодцев следует принимать:
а) забор осветленной воды - из зоны чистой воды отстойного пруда;
б) использование водосбросных колодцев для отвода осветленной воды, а также для пропуска паводковых вод и снижения уровня воды в отстойном пруде;
в) типы водосбросных шандорных колодцев: первый - деревянный водосбросный колодец высотой до 6 м и второй - водосбросный колодец с вертикальной трубой (стояком) высотой до 30 м. Водоотводные трубы колодцев, как правило, собираются из стальных толстостенных труб на электросварке.
25.7.3. При отводе осветленной воды с помощью насосных станций следует иметь в виду:
а) плавучие насосные станции целесообразно применять, когда для установок гидромеханизации требуется средне- и высоконапорная вода;
б) плавучие насосные станции располагаются у естественного борта пруда-отстойника, и только при четырехстороннем обваловании гидроотвала насосную располагают в центре пруда.
25.7.4. Графики для расчета водосбросных колодцев и труб приводятся в приложении XX.
25.8.1. Для пропуска паводковых вод с водосборной площади гидроотвала должны быть предусмотрены водосбросные сооружения.
25.8.2. В гидроотвалах с четырехсторонним обвалованием, в которых водосборная площадь равна площади гидроотвала, специальных водосбросных сооружений не предусматривается, а пропуск излишков воды (в период затяжных дождей и снеготаяния) осуществляется через устройства, предназначенные для отвода осветленной воды.
25.8.3. В гидроотвалах с трехсторонним, а также с односторонним обвалованием, в которые поступает поверхностный сток с водосборной площади, надлежит предусматривать водосбросные сооружения и устройства, определяемые проектом. Вероятность повторения максимальных расчетных расходов воды для постоянных сооружений незарегулированного водотока должна устанавливаться согласно СНиПу.
25.8.4. В случаях, когда сток с водосборной площади гидроотвала не используется для производственного водоснабжения, гидроотвалы ограждаются системой нагорных и руслоотводящих каналов.
25.9.1. При безэстакадном (торцевом) намыве пульпопровод прокладывается по намытому грунту и собирается из труб длиной 6 м на быстроразъемных раструбных соединениях.
25.9.2. При эстакадно-торцевом намыве пульпопровод прокладывается по инвентарным опорам высотой до 1,5 м и собирается из стальных труб на быстроразъемных соединениях.
25.9.3. При эстакадном намыве из рассредоточенных выпусков пульпопровод прокладывается по деревянным эстакадам высотой 2 м и более, собирается из стальных труб на быстроразъемных соединениях.
25.9.4. При эстакадном намыве шаг опор под намывной пульпопровод в зависимости от длины звена - 2 и 4 м, при длине звена более 6 м - 4 м.
25.9.5. При высоте эстакад 2 м и выше пульпа из выпусков принимается на переносные лотки, по которым подается к основанию откоса дамбы обвалования, для обслуживания намывного пульпопровода, уложенного на эстакаду высотой 2 м и более, предусматривается устройство трапов с перилами.
26.1.1. При проектировании производственного водоснабжения предприятий нерудных строительных материалов надлежит руководствоваться главами СНиП II-31-74 "Водоснабжение. Наружные сети и сооружения" и СНиП II-Г.1-70 "Внутренний водопровод зданий. Нормы проектирования".
26.1.2. Производственное водоснабжение следует проектировать оборотным: вода после осветления в отстойниках возвращается для повторного использования; вода из водоисточника подается только на компенсацию потерь, связанных с кругооборотом. Применение прямоточной системы водоснабжения допускается как исключение при соответствующем технико-экономическом обосновании и согласовании с органами Государственного санитарного надзора.
26.1.3. По категории надежности подачи воды производственное водоснабжение относится ко II категории по классификации СНиП II-31-74. Насосные станции следует проектировать по II категории надежности действия (СНиП II-31-74).
Проектирование насосных установок III класса надежности допускается лишь при соответствующем обосновании.
26.1.4. В качестве источников водоснабжения используются поверхностные воды рек, озер, водохранилищ. Подземные воды могут быть использованы для производственного водоснабжения лишь при соответствующем обосновании и с разрешения органов по охране водных ресурсов.
26.1.5. Расчетную обеспеченность минимальных расходов следует принимать 95%.
26.1.6. Расчетный расход воды для оборотного водоснабжения определяется на основании расчета баланса воды в отстойнике (приложение XX).
Необходимый расход свежей воды для подпитки системы при оборотном водоснабжении определяется суммой потерь воды на испарение, фильтрацию, насыщение пор грунта, увлажнение материала и пр., но не должен превышать минимальных расходов водоисточника расчетной обеспеченности с учетом технической возможности забора воды.
26.1.7. Выбор схем повторного использования производственной воды (водооборота) должен производиться на основании расчетов водопользования с учетом объема подпитки хвостохранилищ.
26.2.1. Для перекачки оборотной воды на завод или к установкам гидромеханизации применяются стационарные, передвижные и плавучие насосные станции.
26.2.2. Конструктивные решения насосных станций оборотного водоснабжения следует принимать по типовым проектам, отвечающим заданным параметрам и местным условиям, или по индивидуальным проектам с соблюдением требований СНиПа.
26.2.3. Допускается обеспечение пожаротушения предприятия проектировать от насосов производственного водоснабжения. При этом следует учитывать требования СНиП II-31-74 к противопожарному водоснабжению.
26.2.4. В насосных станциях предусматриваются резервные агрегаты в соответствии со СНиП II-31-74. При перекачке вод с абразивными примесями следует предусматривать резервные агрегаты в соответствии со СНиП II-32-74 "Канализация. Наружные сети и сооружения".
26.3.1. Материал труб водоводов: чугун, асбоцемент, железобетон и т.п. Применение стальных труб допускается при соответствующем обосновании.
26.3.2. Глубину заложения трубопроводов назначают исходя из глубины промерзания. Допускается прокладка трубопроводов в зоне промерзания при соответствующем обосновании теплотехническими расчетами.
Наземная прокладка водоводов допускается: а) при сезонной работе предприятия; б) в суровых климатических условиях - при выполнении мероприятий и требований, предъявляемых к трубопроводам, прокладываемым в районах Крайнего Севера.
26.3.3. Количество линий водоводов определяется технико-экономическими показателями проектируемого водоснабжения предприятий.
26.4.1. Отстойник - комплекс сооружений для осветления вод, загрязненных взвешенными частицами грунта (после перерабатывающих заводов, намыва гидроотвалов, хвостохранилищ, складов), отвода осветленных вод в выработанное пространство карьера, водоем и подачи на завод или к установкам гидромеханизации.
26.4.2. Отстойники размещаются в гидроотвалах и хвостохранилищах, выработанных пространствах карьеров, в балках, оврагах и других местах, малопригодных для сельскохозяйственных целей.
26.4.3. В зависимости от наличия или отсутствия необходимости перерыва в действии камер отстойников последние делятся на отстойники непрерывного и периодического действия.
26.4.4. Требования, предъявляемые к качеству воды, подаваемой на производственные нужды, определяются на основании технологических требований к конечной продукции предприятия и паспортных данных устанавливаемого оборудования.
26.4.5. Размеры отстойников определяются по формулам приложения XXI.
При оборотной системе водоснабжения выбор размеров отстойного пруда производится из условий осаждения в нем фракций, крупность которых может оказать вредное влияние на истирание насосов оборотной воды. Ориентировочно эта крупность принимается 0,03 - 0,05 мм.
Мутность оборотной воды, используемой в технологическом процессе, должна быть не более 2 г/л.
При прямоточной системе водоснабжения размеры отстойника лимитируются требованиями правил охраны поверхностных вод от загрязнения сточными водами (372-61) и методическими указаниями по применению этих правил (406-62).
26.4.6. Требования к качеству воды по взвешенным веществам и рекомендации по дальнейшему ее использованию сведены в табл. 138.
Таблица 138
Допустимое количество взвешенных веществ в воде,
подаваемой на производственные нужды предприятий,
и рекомендации по дальнейшему ее использованию
По химическому составу производственная вода должна быть неагрессивна по отношению к материалу труб и установленному оборудованию.
26.4.7. В стесненных естественных условиях при невозможности создать отстойник нужной длины с естественным отстаиванием для интенсификации процесса осветления воды применяются коагулянты или флокулянты.
Наиболее эффективным флокулянтом является 0,1%-ный раствор полиакриламида (ПАА). Ориентировочное количество ПАА, потребное для осаждения 1 м3 частиц диаметром 0,05 мм и менее, составляет 11 г 100%-ной концентрации. Рекомендуется максимально приближать место введения раствора ПАА в пульповод к месту выпуска гидросмеси. Оптимально это расстояние должно составлять 120 - 160 м.
26.4.8. Для очистки отстойников должны быть предусмотрены устройства для механизированного или гидравлического удаления осадка.
26.4.9. При проектировании отстойников следует учитывать необходимость отвода паводковых вод (см. 25.8).
26.4.10. Отвод осветленной воды из отстойника осуществляется аналогично отводу воды из гидроотвала (см. 25.7).
26.4.11. Нормативы по расчету отстойников приводятся в приложении XXI.
ГРАВИЙНО-ПЕСЧАНЫЕ И ПЕСЧАНЫЕ ЗАВОДЫ
27.1.1. Гравийно-песчаные и песчаные заводы классифицируются в зависимости от содержания гравия крупнее 5 мм в исходной горной массе на следующие типы:
Тип I. Песчаные заводы, перерабатывающие исходную горную массу с содержанием гравия до 5% и выпускающие природный песок, природный фракционированный и обогащенный песок (или песок повышенного модуля крупности) и гравий +5 мм.
Тип II. Гравийно-песчаные заводы, перерабатывающие исходную горную массу с содержанием гравия от 5 до 40%; заводы этого типа подразделяются на две группы, предназначенные соответственно для переработки горной массы с содержанием гравия 5 - 20 и 20 - 40%.
Предприятия первой группы выпускают природный обогащенный (или повышенного модуля крупности) и природный фракционированный песок, гравий фракций 5 - 20, 20 - 40 и +40 мм. Предприятия второй группы выпускают природный обогащенный (или повышенного модуля крупности) и природный фракционированный песок, гравий фракций 5 - 10 и 10 - 20 мм, щебень фракций 5 - 10 и 10 - 20 мм.
Тип III. Гравийно-песчаные заводы для переработки исходной горной массы с содержанием гравия более 40% (обычно 40 - 60%), выпускающие гравий фракций 5 - 10 и 10 - 20 мм, щебень фракций 5 - 10 и 10 - 20 мм, природный песок, природный обогащенный (или повышенного модуля крупности) и фракционированный песок.
27.1.2. При наличии в исходной песчано-гравийной массе прослоек глины, древесины и других вредных примесей технологические схемы должны предусматривать специальные методы обогащения.
27.1.3. Принципиальные технологические схемы гидромеханизированных гравийно-песчаных и песчаных заводов приведены в приложении XXII.
27.1.4. При расчете технологического оборудования необходимо вводить коэффициент, учитывающий неравномерность подачи исходной горной массы и колебания гранулометрического состава. Для гидромеханизированных предприятий этот коэффициент принят 1,5 - 2,5 для оборудования, работающего непосредственно от землесосного снаряда, и 1,1 - 1,25 для оборудования, работающего после промежуточного склада (принятый коэффициент должен быть обоснован проектом).
27.2.1. Выбор типа склада песка (намывной или образуемый конвейерами) зависит от назначения песка и требований, предъявляемых к его качеству. Намывные склады рекомендуется применять при получении песка для производства силикатного кирпича и песка для строительных растворов при соответствующей организации работ по намыву, обеспечивающей технические требования на эти пески. Во всех остальных случаях следует применять хребтовые склады, образуемые конвейерами.
27.2.2. При проектировании складов песка, гравия и щебня, образуемых конвейерами, рекомендуются следующие их типы:
а) открытый склад конусного типа;
б) открытый штабельный склад, образуемый передвигающимся штабелеукладчиком ШУПГМ-3;
в) открытый штабельно-кольцевой склад, образуемый радиально-передвигающимся консольно-поворотным конвейером и отвалообразователем.
Геометрические размеры складов различной формы приведены в приложении XXIV.
27.2.3. При проектировании намывных складов рекомендуется:
принимать не менее трех карт на каждую фракцию (в намыве, в отстое, в подготовке к намыву);
размер карты намыва в плане принимать 50 x 60 и 100 x 120 м при высоте намыва от 6 до 10 м;
для обезвоживания песка и отвода воды с карт намыва применять трубчатый дренаж, располагаемый вдоль карты намыва у наружного откоса;
расстояние между осью дренажной трубы и нижней бровкой карты принимать 3 м.
При наличии дренирующего основания применение дренажа необязательно.
27.2.4. Области применения гидравлических аппаратов для классификации, сгущения и обезвоживания:
И ЭКСПЛУАТАЦИОННЫХ МАТЕРИАЛОВ НА ЭКСПЛУАТАЦИЮ
И РЕМОНТ ОБОРУДОВАНИЯ ГИДРОМЕХАНИЗАЦИИ
28.1.1. Нормы расхода запасных частей на эксплуатацию для грунтовых насосов приведены в табл. 139.
Таблица 139
Нормы расхода деталей (запасных частей) на эксплуатацию
грунтовых насосов, шт., на 1 млн. м3 грунта
Примечание. Расход деталей указан из расчета проведения двух реставраций изношенных деталей. Для случаев, когда реставрация проводится более или менее двух раз или детали совсем не реставрируются, а также когда детали выполняются из износостойких материалов, к нормам расхода деталей, указанным в таблице, применяются поправочные коэффициенты:
при замене изношенных деталей новыми .................. K = 2,7
" одной реставрации деталей ......................... K = 1,45
" трех реставрациях деталей (деталь используется
четыре раза) .......................................... K = 0,77
при применении износостойких материалов (например,
стали марки 40ХГСНЛ и др.) ............................ K = 0,7
28.1.2. Нормы расхода сменных деталей на ремонт грунтовых насосов и поправочные коэффициенты к сроку службы подшипников грунтовых насосов даны в табл. 140 и 141.
Таблица 140
Нормы расхода сменных деталей
на ремонт грунтовых насосов <*>
--------------------------------
<*> Нормы расхода сменных деталей определены из условия их службы до окончательной выбраковки по формуле
Hрас = 1000n/T0,
где n - количество деталей в машине;
T0 - срок службы детали до ее выбраковки, ч.
<**> Срок службы этих подшипников принят по последним образцам насосов типов 16 ГруЛ-8У, 16 ГруТ-8М, 20 ГруТ-8М и 3ГМ-3М. Для других типов насосов и землесосов к срокам службы деталей следует применять поправочные коэффициенты, указанные в табл. 141.
Таблица 141
подшипников грунтовых насосов
28.2.1. Нормы расхода сменных деталей на ремонт центробежных насосов приведены в табл. 142.
Таблица 142
Нормы расхода сменных деталей
на ремонт центробежных насосов
28.3.1. Нормы расхода материалов на 1 млн. м3 грунта, разрабатываемого плавучими землесосными снарядами, приведены в табл. 143 и 144.
Таблица 143
плавучими землесосными снарядами (на один условный
землесосный снаряд с плавучим пульпопроводом)
Примечания. 1. Условный землесосный снаряд со средней подачей 2000 м3/ч соответствует снарядам типов 100-40К, 200-50, 3ГМ-1-350А, 12А-4.
2. Для снарядов иных типов, с другими средними подачами по воде, применяются поправочные коэффициенты, указанные в табл. 144.
Таблица 144
Поправочные коэффициенты к таблице 143
Примечание. Землесосные снаряды с подачей 800 м3/ч соответствуют снарядам типов 8ПЗУ-3М, 10Гру-8; 1400 м3/ч - типам 12А-5, 12А-5М, 12А-5Д; 4000 м3/ч - типам 300-40М, 350-50Л.
28.4.1. Срок службы стальных труб пульпопроводов и водопроводов (без поворачивания труб в процессе эксплуатации) определяется по формуле
![]() где
a - ежегодный износ трубопровода, % (табл. 145).
Таблица 145
Ежегодный износ трубопроводов a, %
Минимально допустимая толщина стенки трубы
Толщина стенок трубопроводов принимается в зависимости от характеристики транспортируемого материала и условий эксплуатации труб:
28.4.2. При работе трубопровода с поворотом труб в процессе эксплуатации к срокам службы труб, определенным по приведенной формуле, применять поправочный коэффициент, равный 2.
И ЧИСЛЕННОСТЬ ПРОМЫШЛЕННО-ПРОИЗВОДСТВЕННОГО ПЕРСОНАЛА
ТЕХНИКО-ЭКОНОМИЧЕСКИХ ПОКАЗАТЕЛЕЙ И ЧИСЛЕННОСТИ
ПРОМЫШЛЕННО-ПРОИЗВОДСТВЕННОГО ПЕРСОНАЛА
29.1.1. Технология песчано-гравийных заводов с содержанием гравийно-валунного материала в пределах 30%:
загрязненность горной массы легко- и среднепромывистыми включениями глины и ила - до 10%;
выход товарной продукции из 1 т исходной горной массы - 0,88;
состав товарной продукции:
гравий фракционированный двух фракций - 14 - 18%;
в том числе гравий мелких фракций 5 - 10 и 10 - 20 мм - 100%;
щебень фракционированный двух фракций - 10 - 14%;
в том числе щебень мелких фракций 5 - 10 и 10 - 20 мм - 100%;
песок фракционированный двух фракций, обогащенный и природный - 68 - 76%;
объем мытой продукции из общего выпуска - 100%.
29.1.2. Технология песчаных заводов с содержанием гравия до 5%:
загрязненность горной массы легко- и среднепромывистыми включениями глины и ила - до 10%;
выход товарной продукции из 1 т исходной горной массы - 0,88;
состав товарной продукции:
гравий фракции +5 мм - 3%;
песок фракционированный двух фракций, обогащенный, природный - 97%;
объем мытой продукции из общего выпуска - 100%.
29.1.3. Горные работы:
коэффициент вскрыши - 0,3;
группа грунта:
вскрышных пород - I - III,
полезного ископаемого - V;
способ разработки вскрыши - экскаваторный;
способ разработки полезного ископаемого - гидромеханизированный с применением земснарядов.
29.1.4. Технологический транспорт:
транспортировка пород вскрыши в отвал - автомобильный (предприятия);
вид транспорта горной массы полезного ископаемого - гидротранспорт без станции перекачки.
29.1.5. Хозяйственный транспорт предприятия.
29.1.6. Транспортные коммуникации:
протяженность автодорог, км:
карьер - отвал вскрышных пород - 1,5;
промплощадка - внешняя автодорога - 3;
протяженность железнодорожных путей, км:
подъездной путь, обслуживаемый МПС:
для песчано-гравийных заводов - 2,5 - 3;
для песчаных - 2,5 - 3;
пути на промплощадке, обслуживаемые силами предприятия:
для песчано-гравийных заводов - 3 - 4;
для песчаных - 2 - 4.
29.1.7. Протяженность инженерных коммуникаций, км:
пульпопроводы:
для песчано-гравийных заводов - 1,2 - 2;
для песчаных - 1,2 - 2;
водоводы:
для песчано-гравийных заводов - 1,5 - 2;
для песчаных - 1,5 - 2;
водопровод (питьевое водоснабжение):
для песчано-гравийных заводов - 4 - 6;
для песчаных - 1,8 - 6;
внутриплощадочные сети теплофикации:
для песчано-гравийных заводов - 1,7;
для песчаных - 1,2 - 1,7;
внешние сети канализации:
для песчано-гравийных заводов - 2;
для песчаных - 1,2 - 2;
воздушные линии электропередачи 6 - 10 кВ - 8.
29.1.8. Отопительная котельная на мазуте.
29.1.9. Режим работы предприятия:
основных производственных цехов (добыча и обогащение полезного ископаемого, котельная, отгрузка и транспорт готовой продукции) - непрерывная неделя;
подсобно-вспомогательных подразделений и служб, вскрыша - прерывная неделя;
количество рабочих дней в году:
удаление вскрышных пород - 150;
добыча и обогащение полезного ископаемого - 180;
вспомогательное производство - 260;
отгрузка и транспорт готовой продукции - 365;
количество смен в сутки:
удаление вскрышных пород - 2;
добыча и обогащение полезного ископаемого - 3;
вспомогательное производство - 1 - 3;
отгрузка и транспорт готовой продукции - 3;
протяженность рабочего дня - 8 ч.
29.1.10. Явочная численность основных производственных рабочих устанавливается исходя из следующих факторов: принятого режима работы, расстановки рабочих по местам и принятых технических решений.
При этом принимается во внимание максимальное использование времени, совмещение профессий, взаимозаменяемость рабочих, компоновка оборудования в производственных корпусах.
Численность рабочих, занятых на выполнении ремонта, определена исходя из программы и трудоемкости работ и годового эффективного времени одного рабочего.
При определении численности ремонтников предусматривалось, что в ремонтах землесосных снарядов участвуют рабочие их команд.
В зимний период, когда основные производственные цехи не функционируют, рабочие этих цехов используются на ремонтных и вспомогательных операциях.
Явочная численность рабочих определена исходя из норм по обслуживанию, приведенных в данном пособии, и материалов по обследованию предприятий.
Для перехода от явочной численности рабочих к списочной пользуются коэффициентами списочного состава, значения которых определяются отношением номинального фонда к эффективному фонду рабочего времени. Для гидромеханизированных предприятий применяются следующие коэффициенты списочного состава:
при круглогодовом режиме работ с прерывной неделей - 1,12, с непрерывной - 1,57;
при сезонной работе с прерывной неделей - 1,04, с непрерывной - 1,44.
29.1.11. Численность промышленно-производственного персонала определена для двух вариантов обеспечения предприятий нерудных строительных материалов услугами специализированных организаций.
I вариант - обслуживание подъездного железнодорожного пути; работы по подаче порожняка и вывозке груженых железнодорожных составов предусмотрены силами МПС.
II вариант - выполнение силами специализированных организаций услуг, перечисленных в варианте I, а также осуществление подрядным способом технологических и хозяйственных автомобильных перевозок и проведение всех видов ремонтов оборудования в ремонтных цехах соседних предприятий.
29.2.1. Основные технико-экономические показатели определены применительно к условиям I территориального пояса и II климатического района и приведены в табл. 146.
Таблица 146
Основные технико-экономические показатели (по I варианту)
НА ОБСЛУЖИВАНИИ ГИДРОМЕХАНИЗИРОВАННЫХ ПРЕДПРИЯТИЙ
29.3.1. Состав бригады по обслуживанию плавучих землесосных снарядов (электрических) представлен в табл. 147.
Таблица 147
Состав бригады по обслуживанию
плавучих земснарядов (электрических)
Примечания. 1. В случае выполнения работ с перекладкой папильонажных якорей при силе ветра 4 - 6 баллов, волнении 3 - 5 баллов и скорости течения воды 0,75 - 1,0 м/с к сменному составу бригады следует добавлять одного речного рабочего второго разряда.
2. При наличии перекачных грунтонасосных установок дистанционного управления с пульта разряд оператора принимается на единицу выше.
29.3.2. Состав сменного звена по обслуживанию гидромониторов указан в табл. 148.
Таблица 148
Состав сменного звена по обслуживанию гидромониторов
29.3.3. Состав бригады по обслуживанию магистральных пульпопроводов и водопроводов приведен в табл. 149.
Таблица 149
Состав бригады по обслуживанию магистральных
пульпопроводов и водопроводов
29.3.4. Состав звена по обслуживанию грунтонасосных установок для транспортирования пульпы из зумпфа указан в табл. 150.
Таблица 150
установок для транспортирования пульпы из зумпфа
Примечание. При обслуживании грунтонасосных установок второго и последующих подъемов из состава звена (табл. 150) исключается речной рабочий.
29.3.5. Состав бригад по обслуживанию гидроотвалов (хвостохранилищ) дан в табл. 151.
Таблица 151
Состав бригад по обслуживанию гидроотвалов (хвостохранилищ)
--------------------------------
29.3.6. Состав звена по обслуживанию насосных станций приведен в табл. 152.
Таблица 152
Состав звена по обслуживанию насосных станций
29.4.1. Сводная (списочная) численность промышленно-производственного персонала предприятия (I вариант) указана в табл. 153.
Таблица 153
Сводная (списочная) численность
промышленно-производственного персонала предприятий
(I вариант)
29.4.2. Численность (явочная) обслуживающих основные производственные подразделения песчано-гравийных и песчаных заводов приведена в табл. 154.
Таблица 154
Численность (явочная) рабочих, обслуживающих основные
производственные подразделения песчано-гравийных
и песчаных предприятий
29.4.3. Численный состав административно-хозяйственного и цехового персонала указан в табл. 155.
Таблица 155
Численный состав административно-управленческого
аппарата и цехового персонала предприятий
29.4.4. Сводная (списочная) численность промышленно-производственного персонала предприятий (II вариант) дана в табл. 156.
Таблица 156
Сводная (списочная) численность
промышленно-производственного персонала предприятий
(II вариант)
Примечание. Численность административно-управленческого и цехового персонала принята в соответствии с "Типовыми структурами управления и нормативами численности инженерно-технических работников и служащих предприятий промышленности строительных материалов", разработанными институтом ВНИИнеруд в 1971 г. и утвержденными Министерством промышленности строительных материалов СССР 9 декабря 1971 г., и с "Типовыми нормативами оптимальных соотношений численности инженерно-технических работников и вспомогательного технического персонала в аппарате управления предприятий промышленности строительных материалов", разработанными институтом ВНИИЭСМ и утвержденными 29 мая 1973 г. Министерством промышленности строительных материалов СССР.
ПРИЛОЖЕНИЯ
МАССИВОВ СКАЛЬНЫХ ПОРОД ПО СТЕПЕНИ ТРЕЩИНОВАТОСТИ
И СОДЕРЖАНИЮ КРУПНЫХ КУСКОВ
(ПО ДАННЫМ МЕЖДУВЕДОМСТВЕННОЙ КОМИССИИ ПО ВЗРЫВНОМУ ДЕЛУ)
РАСЧЕТА ШИРИНЫ РАБОЧЕЙ ПЛОЩАДКИ НА КАРЬЕРАХ
Ширина рабочей площадки, м:
при автотранспорте
в рыхлых и мягких породах
ШР = A + Пп + По + Пб;
в скальных породах (рис. 12, а)
Шс = Б + Пп + По + П'о + Пб;
при железнодорожном транспорте
в рыхлых и мягких породах
Шр = A + C1 + C + C2 + Пд + Пб;
в скальных породах (рис. 12, б)
Шс = A + C1 + C + C2 + Пд + Пб,
где Шр и Шс - ширина рабочей площадки соответственно в рыхлых и скальных породах, м;
A - ширина экскаваторной заходки по целику, м, принимаемая в зависимости от типа экскаватора;
A1 - ширина буровой заходки по целику, м, принимаемая в соответствии с параметрами буровзрывных работ
![]() Пп - ширина проезжей части, м (табл. II.2);
По - ширина обочины с нагорной стороны - со стороны вышележащего уступа, м (табл. II.2);
C - расстояние между осями железнодорожных путей, м (табл. II.2);
C1 - расстояние от оси железнодорожного пути до нижней бровки откоса уступа или развала взорванной породы, м (табл. II.2);
C2 - половина ширины основания железнодорожного пути, м (табл. II.2);
Пд - ширина полосы дополнительного оборудования (ЛЭП, контактная сеть и др.) и проезда вспомогательного транспорта с учетом обочин, лотка и ограждения (табл. II.2);
Пб - ширина полосы безопасности - призмы обрушения, м, определяемая по формуле
![]() H - высота уступа, м;
B - расстояние между рядами скважин, м;
n - количество рядов скважин.
Таблица II.1
(по А.Н. Дегтяреву и Н.М. Пахомову)
Примечания. 1. Для пород с коэффициентом разрыхления (Kр), отличным от 1,5, ширину развала следует умножать на поправочный коэффициент, равный Kр/1,5.
2. При наклонных скважинах неполная ширина развала M уменьшается на величину
, а высота развала увеличивается на величину (3. При короткозамедленном взрывании вводятся поправочные коэффициенты, равные 0,75 - 0,6, на неполную ширину развала M и 1,15 - 1,25 - на высоту развала. Первые значения - для безврубовых порядных схем, средние - для врубовых схем с клиновидным и трапецеидальным врубами, последние - для врубовых схем с поперечным боковым и призматическими врубами.
![]() а - при автотранспорте; б - при железнодорожном транспорте;
1 - лоток (кювет); 2 - ограждение (породный вал); 3 - оси
железнодорожных путей; 4 - опора контактной сети
![]() Таблица II.2
--------------------------------
<*> В числителе - для КрАЗ-256Б и МАЗ-503Б, в знаменателе - для БелАЗ-540 (в скобках для БелАЗ-548).
Ширину рабочих площадок на добычных уступах необходимо проверять по следующему условию: суммарный объем запасов экскаваторных (буровых) заходок на уступах должен быть больше нормативного объема готовых к выемке запасов на карьере. В противном случае необходимо предусматривать на одном или нескольких уступах резервные заходки.
РАСЧЕТА ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТИ ЭКСКАВАТОРОВ
Исходные расчетные коэффициенты приведены в табл. III.1.
Таблица III.1
и использования ковша экскаватора
--------------------------------
Нормы выработки для одноковшовых экскаваторов:
1. При погрузке в автосамосвалы
Hв = (Tсм - Tп.з - Tл.н)Qкnк:(Tп.с + Tу.п),
где Hв - норма выработки в смену, м3;
Tсм - продолжительность смены, мин;
Tп.з - время на выполнение подготовительно-заключительных операций, мин (табл. III.2);
Tл.н - время на личные надобности (10 мин);
Tп.с - время погрузки одного автосамосвала, мин,
Tп.с = nк/nц;
nц - число циклов экскавации в минуту (табл. III.3 и III.4);
Tу.п - время установки автосамосвала под погрузку для МАЗ-503Б и КрАЗ-256Б - 0,3 мин, для БелАЗ-540 - 0,5 мин; при работе в тупиковом забое табличное время установки автосамосвала удваивается;
Qк - объем горной массы в целике в одном ковше, м3 (табл. III.5); определяется умножением емкости ковша на коэффициент использования ковша (табл. III.1);
nк - число ковшей, погружаемых в один автосамосвал (табл. III.6).
Таблица III.2
Таблица III.3
экскаваторами типа прямая лопата
Примечания: 1. В числителе - экскавация в транспортные сосуды, в знаменателе - в отвал.
2. Продолжительность цикла экскавации рассчитана при угле поворота стрелы от 90 до 135° (средний 120°).
Таблица III.4
типа драглайн при их работе в отвал <*>
--------------------------------
<*> Продолжительность цикла экскавации рассчитана при угле поворота стрелы от 90 до 135° (средний 120°).
Таблица III.5
Qк за один цикл экскавации, м3
--------------------------------
Таблица III.6
Примечания: 1. Число ковшей определено для усредненной объемной массы породы (I - 1,6; II - 1,8; III - 2,0; IV - 2,5 и V - 3,5 т/м3).
2. Для конкретных условий экскавации число ковшей, загружаемых в автосамосвал, определяется с округлением до целого при условии, что перегрузка автосамосвалов не допускается. При отсутствии увязки между емкостью ковша и грузоподъемностью автосамосвала в виде исключения допускается дробное число ковшей; при этом для определения времени погрузки одного автосамосвала (Tп.с) число экскавации n округляется до целого в
сторону.Значение nк может быть определено также по формуле
![]() где Cт - грузоподъемность автосамосвала, т;
2. При погрузке в железнодорожные составы
Hв = (Tсм - Tп.з - Tл.н)nвV:(nвTп.с + Tобм),
где nв - число вагонов в составе;
Tп.с - время погрузки одного вагона, мин (табл. III.7);
Tобм - время обмена состава, мин (табл. III.8);
V - объем горной массы (в плотном теле) в одном вагоне, м3 (табл. III.9).
Таблица III.7
Таблица III.8
при электровозной и тепловой тяге, мин
Таблица III.9
3. При погрузке на конвейер (через бункер-питатель)
Hв = (Tсм - Tп.з - Tл.н - Tотд - Tр.п)nцQк,
где Tотд - время на отдых, мин (табл. III.10);
Tр.п - регламентированные перерывы (на взрывные работы - 10 мин в смену, на наращивание забойного конвейера - 45 мин в смену).
Таблица III.10
Время на отдых, мин
--------------------------------
4. При экскавации в отвал (при бестранспортной системе разработки)
Hв = (Tсм - Tп.з - Tл.н - Tотд)nцQк.
5. Нормы выработки для роторных экскаваторов при погрузке горной массы на конвейер, ленточный отвалообразователь и транспортно-отвальный мост (м3)
Hв = (Tсм - Tп.з - Tв - Tл.н - Tотд)Vр,
где Tв - время на выполнение вспомогательных операций, мин (табл. III.11);
Vр - производительность роторного экскаватора (в плотном теле), м3/мин.
Таблица III.11
Время на вспомогательные операции
и регламентированные перерывы, мин
6. В зависимости от условий производства работ к нормам выработки экскаваторных бригад вводятся поправочные коэффициенты по табл. III.12.
Таблица III.12
Поправочные коэффициенты к нормам
выработки экскаваторных бригад
Примечание. При одновременном действии нескольких факторов, учитываемых поправочными коэффициентами, соответствующие коэффициенты перемножаются.
7. При производстве работ в зимних условиях нормы выработки экскаваторных бригад в соответствии с температурными зонами (табл. III.13) умножаются на поправочные коэффициенты, приведенные в табл. III.14.
Таблица III.13
Разбивка областей, краев, автономных
и союзных республик СССР по температурным зонам
Примечание. Административно-территориальное деление союзных республик дано по состоянию на 1 июля 1967 г.
Таблица III.14
для 1 - 6 температурных зон
8. Для высокогорных районов и местностей, не отнесенных к температурным зонам, применяются следующие поправочные коэффициенты к нормам выработки:
РАСЧЕТА ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТИ СКРЕПЕРОВ
Сменная производительность скреперов, м3, (в плотном теле) подсчитывается по формуле
Пс = 3600TсмqKнKв/(KрTц),
где Tсм - продолжительность смены, ч;
q - геометрическая емкость ковша скрепера, м3;
Kн - коэффициент наполнения ковша, принимается по табл. IV.1;
Kв - коэффициент использования скрепера во времени, равный для скреперов емкостью 3 м3 - 0,8, 7 м3 и более - 0,85;
Kр - коэффициент разрыхления грунта (табл. IV.1);
Tц - продолжительность одного цикла работы, с:
Tц = l1/v1 + l2/v2 + l3/v3 + l4/v4 + tп + 2tр;
l1 - длина пути заполнения ковша скрепера, м:
l1 = qKнKп/(0,7ahKр);
Kп - коэффициент, учитывающий потери грунта при образовании валика, Kп = 1,2;
0,7 - коэффициент, учитывающий неравномерность толщины стружки;
a - ширина полосы резания, м;
h - глубина резания, м;
v1 - скорость скрепера при наборе грунта, м/с;
l2 - дальность транспортирования грунта, м;
v2 - средняя скорость движения скрепера с грунтом, м/с;
l3 - длина пути разгрузки грунта, м:
l3 = qKн/(ba);
b - средняя толщина слоя отсыпки, м;
v3 - скорость движения при разгрузке грунта, м/с;
l4 - длина пути порожнего скрепера, м;
v4 - скорость движения порожнего скрепера, м/с;
tп - время переключения скоростей, с;
tр - время одного разворота скрепера, с.
Таблица IV.1
Значения расчетных величин приведены в табл. IV.2.
Таблица IV.2
Значения расчетных элементов Tц
РАСЧЕТА ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТИ БУЛЬДОЗЕРОВ
Сменная производительность бульдозеров в плотном теле, м3, при разработке грунта с перемещением определяется по формуле
Пс = 3600TсмVKуKоKпKв/(KрTц),
где Tсм - продолжительность смены, ч;
V - объем грунта в разрыхленном состоянии, перемещаемый отвалом бульдозера, м3:
V = lha/2;
l - длина отвала бульдозера, м;
h - высота отвала бульдозера, м;
a - ширина призмы перемещаемого грунта, м:
![]() Kу - коэффициент, учитывающий уклон на участке работы бульдозера:
Kо - коэффициент, учитывающий увеличение производительности при работе бульдозера с открылками (отвал ящичного типа); Kо = 1,15;
Kп - коэффициент, учитывающий потери породы в процессе ее перемещения;
; ; значения для рыхлых сухих пород;Kв - коэффициент использования бульдозера во времени, Kв = 0,8; при перемещении взорванной скальной породы Kв = 0,75;
Kр - коэффициент разрыхления грунта (табл. IV.1);
Tц - продолжительность одного цикла, с:
Tц = l1/v1 + l2/v2 + (l1 + l2):v3 + tп + 2tр;
здесь l1 - длина пути резания грунта, м;
v1 - скорость перемещения бульдозера при резании грунта, м/с;
l2 - расстояние транспортирования грунта, м;
v2 - скорость движения бульдозера с грунтом, м/с;
v3 - скорость холостого (обратного) хода, м/с;
tп - время переключения скоростей, с;
tр - время одного разворота трактора, с.
Значения расчетных величин приведены в табл. V.1.
Таблица V.1
Производительность бульдозеров при планировочных работах, м2 в смену, определяется по формуле
![]() где L - длина планируемого участка, м;
c - ширина перекрытия смежных проходов, м; c = 0,3 - 0,5 м;
n - число проходов бульдозера по одному месту; n = 1 - 2;
v - средняя скорость движения бульдозера при планировке, м/с, соответствующая обычно первой или второй передаче трактора;
tр - время, затрачиваемое на развороты при каждом проходе, с.
РАСЧЕТА ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТИ РЫХЛИТЕЛЕЙ
Таблица VI.1
при рыхлении параллельными проходами за 8-часовую смену, м3
Примечания: 1. Производительность рыхлителя рассчитана при длине параллельных проходов (длине эксплуатационного блока), равной 100 м. При длине проходов 200 и 300 м производительность умножается на поправочные коэффициенты, соответственно 1,15 и 1,20.
2. При применении предварительного ослабления массива пород с помощью падающего груза интенсивность трещиноватости пород возрастает: слаботрещиноватых до среднетрещиноватых, среднетрещиноватых до сильнотрещиноватых.
Сменная эксплуатационная производительность рыхлителей, м3, определяется:
при параллельных проходах - по табл. VI.1 или по формуле
Пп = 3600TсмChэKвn:(1/v + T/Ln),
при параллельно-перекрестных проходах - по формуле
Пп.п = 3600TсмhзKвn/[(1/v(1/C + 1/C1) + T/n(1/CL + 1/C1M)]),
где Tсм - продолжительность смены, ч;
C - расстояние между параллельными проходами, м;
C1 - расстояние между перекрестными проходами, м; C1 = (1,2 - 1,5)C;
hэ - глубина эффективного рыхления, м;
hз - глубина внедрения зуба рыхлителя, м;
Kв - коэффициент использования рыхлителя во времени; Kв = 0,7 - 0,8;
v - средняя рабочая скорость движения трактора, м/с; v = (0,7 - 0,9)v1;
v1 - скорость трактора на первой передаче, м/с;
T - суммарное время, затрачиваемое на переезд рыхлителя на следующую борозду, с;
T = t1 + t2 + t3;
t1 - время заглубления зуба рыхлителя, с;
t2 - время маневров трактора при переезде, с; t2 = 30 - 40 с;
t3 - время подъема зуба рыхлителя из борозды, с; t3 = 5 - 10 с;
L - длина параллельных проходов (оптимальная длина эксплуатационного блока), м; L = 100 - 300;
M - длина перекрестного прохода, м, принимается в зависимости от параметров системы разработки;
n - количество зубьев.
Значения расчетных элементов производительности рыхлителей приведены в табл. VI.2.
Таблица VI.2
Значения расчетных элементов производительности
рыхлителя Д-652-АС на тракторе ДЭТ-250
РАСЧЕТА БУРОВЗРЫВНЫХ РАБОТ
Выбор взрывчатых веществ (ВВ) и средств взрывания (СВ)
В табл. VII.1 приведен перечень рекомендуемых типов ВВ, составленный на основе "Перечня рекомендуемых промышленных ВВ" ("Недра", 1971) и "Проекта перечня рекомендуемых промышленных ВВ" (Междуведомственная комиссия по взрывному делу при ИГД им. А.А. Скочинского, 1974).
Таблица VII.1
Промышленные ВВ, рекомендуемые для открытых горных работ
Примечание. Все ВВ (за исключением игданита и ифзанитов) заводского изготовления.
При выборе следует отдавать предпочтение ВВ, пригодным для механизированного заряжения, а также учитывать технико-экономические факторы, связанные со стоимостью и качественной характеристикой ВВ.
Для детонации всех гранулированных и водонаполненных ВВ необходимо применять промежуточные детонаторы, рекомендованные Междуведомственной комиссией по взрывному делу (табл. VII.2).
Таблица VII.2
Рекомендуемые промежуточные детонаторы
Взрывание скважинных зарядов принимается короткозамедленное с использованием электродетонаторов короткозамедленного действия или пиротехнических реле КЗДШ-62-2.
Заложение скважин
Заложение скважин принимается вертикальное или наклонное, в зависимости от высоты уступа и типа выбранного бурового станка.
Наклонные скважины (параллельные откосу уступа) рекомендуются при необходимости получения более равномерного и качественного дробления пород взрывом, при селективной разработке крутопадающих залежей, при разработке высоких уступов и выполнении заданных углов откоса уступов.
Конструкция заряда
При проектировании буровзрывных работ применяются следующие конструкции зарядов:
сплошной заряд - в мелко- и среднеблочных породах;
заряд, рассредоточенный инертной забойкой (при ясно выраженном напластовании слоев пород с различной крепостью); рассредоточенные части заряда размещаются в наиболее крепких слоях и пачках;
заряд, рассредоточенный воздушными промежутками, для обеспечения равномерного дробления породы.
При любой конструкции может применяться комбинированный заряд, позволяющий дифференцированно распределить энергию взрыва по высоте уступа. В однородных породах ВВ повышенной плотности и работоспособности размещается в нижней части скважины или части рассредоточенного заряда, а менее мощное ВВ - в верхней части. При наличии прослоев трудновзрываемых пород более мощное ВВ размещается в интервал их распространения.
Рекомендуемые комбинированные заряды:
аммонит N 6-ЖВ (30%) и игданит (70%) - в породах средней и ниже средней крепости;
алюмотол (40%) и зерногранулиты или гранулиты (60%) - в крепких породах.
Точку инициирования (промежуточный детонатор) заряда следует размещать в нижней его части на расстоянии 1,5 - 2 м от дна скважины.
Инициирование одновременно всего заряда детонирующим шнуром (ДШ) рекомендуется при применении наклонных скважин и при углах откоса уступа, близких к 90°.
Схемы короткозамедленного взрывания скважинных зарядов
При выборе схемы короткозамедленного взрывания и порядка расположения скважин следует исходить из соблюдения основного условия успешного производства взрывных работ - отбойки в крест напластования породы и господствующей системы трещин. Следует также учитывать требуемую степень дробления, блочность породы, высоту уступа и тип погрузочно-транспортного оборудования.
Интервал замедления между группами одновременно взрываемых зарядов 20 - 30 мс (для крепких пород) и 30 - 50 мс (для пород средней крепости и слабых). Меньшие значения принимаются при скважинах малого диаметра.
В табл. VII.3 приведена характеристика применяемых на практике схем короткозамедленного взрывания, которые показаны на рис. 14 - 18.
Таблица VII.3
Характеристика схем короткозамедленного взрывания
Примечание. Сетка расположения скважин: К - квадратная; П - прямоугольная; Ш - в шахматном порядке.
![]() I - поскважинные; II - попарные; III - порядные;
а - продольные; б - поперечные; в - диагональные;
арабские цифры обозначают последовательность
взрывания групп отдельных зарядов
![]() Рис. 15. Врубово-порядные схемы
короткозамедленного взрывания
а - продольный вруб; б - поперечный; в - диагональный
![]() Рис. 16. Диагонально-встречные схемы
короткозамедленного взрывания
а - клиновидный вруб с расположением скважин по квадратной
сетке и в шахматном порядке; б - трапецеидальный вруб
с расположением скважин по квадратной сетке и в шахматном
порядке; в - клиновидно-трапецеидальный вруб;
г - боковой односторонний вруб
![]() Рис. 17. Волновые схемы короткозамедленного взрывания
а - с замедлением через скважину; б - врубово-волновая;
в - поперечный вруб; г - "елочка"; д - клиновидный вруб;
е - трапецеидальный вруб
![]() короткозамедленного взрывания
а - призматический центральный вруб; б - призматический
клиновидный вруб; в - призматический
трапецеидальный вруб; г - цилиндрический
Расчет параметров скважинных зарядов
Рекомендуемые диаметры скважин: в весьма крупноблочных и монолитных породах - 105 - 200 мм, в крупноблочных - 105 - 160 мм, в среднеблочных - 160 - 220 мм, в мелкоблочных - 220 - 300 мм.
Расчетная линия сопротивления по подошве (ЛСПП) - W. Для определения величины W, м, рекомендуется универсальная объемная формула "Союзвзрывпрома"
![]() где d - диаметр скважины, мм;
q - удельный расход ВВ, кг/м3.
Рассчитанная для вертикальных скважин величина ЛСПП должна удовлетворять условию безопасности
![]() где
b - расстояние от верхней бровки уступа до места расположения гусениц бурового станка, принимаемое не менее 3 м; в отдельных случаях, в зависимости от конструкции бурового станка, допускается расположение его гусениц на меньшем расстоянии от бровки, но вне призмы обрушения.
Удельная вместимость - масса ВВ в 1 м шпура или скважины (p) - определяется по табл. VII.4.
Таблица VII.4
Удельная вместимость шпуров и скважин p
(плотность заряжения принята 0,9 г/см3), кг/м
Примечание. При применении ВВ с плотностью
.Удельный расход ВВ (q) определяется по результатам производственных или экспериментальных взрывов, а при отсутствии их - по данным табл. VII.5, с учетом переводных коэффициентов для различных ВВ (табл. VII.6).
Таблица VII.5
Удельный расход ВВ (аммонита N 6 ЖВ) при взрывании
вертикальных скважинных зарядов, кг/м3
Примечания: 1. При использовании других типов ВВ его удельный расход корректируется на величину переводного коэффициента (табл. VIII.6).
2. Для зарядов в наклонных скважинах удельный расход ВВ принимается с коэффициентом 0,95.
Таблица VII.6
эквивалентных зарядов (эталон - аммонит N 6 ЖВ)
Примечание. Для акватолов М-15 и 65/35 водонаполненных, алюмотола и зерногранулита 30/70 при расчете переводного коэффициента использованы величины идеальной работы взрыва водонаполненного ВВ, относящиеся к 1 кг сухой смеси. Для акватола МГ данные относятся к 1 кг водонаполненной смеси.
Полная длина (глубина) скважины (в м)
![]() где
lп - глубина перебура, м, принимаемая по рекомендациям института ВНИИнеруд: для вертикальных скважин - (7 - 15)d, для наклонных - (5 - 12)d;
значения выбираются для более крепких пород; если взрываемые породы подстилаются мягкими (нескальными), то величина недобура принимается 0,3 - 0,5 м.Длина воздушного промежутка lв.п принимается равной 0,17 - 0,35 от длины заряда; меньшие значения - для более крепких пород. При глубине скважины до 15 м заряд рекомендуется рассредоточивать на две части с одним воздушным промежутком, причем в нижней части размещается 2/3 общей массы заряда.
Длина забойки рекомендуется для сплошных зарядов lзаб = 20 - 25d, для рассредоточенных lзаб = (15 - 20)d.
Расстояние между скважинами в ряду (в м):
a = mW.
Для вертикальных скважин m = 0,8 - 1,2, для наклонных - m = 0,9 - 1,3, меньшие значения - для крупноблочных (трудновзрываемых) пород.
Расстояние между рядами скважин устанавливается b = (0,9 - 1,0)W,
значения - для наклонных скважин.Средний выход породы с одной скважины (в м3)
Vс = abH.
Масса заряда ВВ в скважине Q при заряжении одним типом ВВ (в кг)
Q = p(Lс - lв.п - lзаб).
Расчет массы комбинированного заряда Qк, составленного из двух типов ВВ, рекомендуется определять по формуле (в кг)
Qк = (QэП1K1) + (QэП2K2),
где Qэ - масса заряда скважин, рассчитанная для эталонного ВВ (зерногранулита 79/21);
П1, П2 - принимаемые в проекте соотношения типов ВВ в долях единицы;
K1, K2 - переводные коэффициенты для соответствующего типа ВВ (см. табл. VII.6).
Способы дробления негабарита
Механические способы. Для пород VII - VIII группы (ЕНИР 1969 г.) ориентировочная производительность пневмобутобоя, смонтированного на базе трактора, составляет 100 - 150 м3 в смену; разлет осколков до 8 м.
При дроблении негабарита падающим грузом масса груза (шар-бабы) принимается 8 - 10 т для пород VIII - IX групп и 5 т - для пород V - VII групп (ЕНиР 1969 г); производительность дробления негабарита при навешивании груза на экскаваторы (краны) Э = 10011Д, Э = 1252 составляет 200 - 300 м3 в смену, разлет осколков - до 25 м.
При механических способах дробления негабарита для предохранения машиниста экскаватора (крана, трактора) от осколков породы на стекло кабины устанавливается рама с прочной металлической сеткой с ячейкой 20 x 20 мм на расстоянии 100 мм от стекла.
Взрывные способы. Выбор типа кумулятивных зарядов и определение их расхода производятся по табл. VII.7.
Таблица VII.7
Данные для выбора кумулятивного заряда
Масса ВВ кумулятивного заряда (Q) ориентировочно может определяться по формуле (в кг)
Q = 0,73B2,
где B - максимальный линейный размер негабарита, м.
Гидровзрывной способ. Принципиальная конструкция заряда и схема гидровзрывания показаны на рис. 19. Вода в шпур наливается непосредственно перед взрыванием, причем уровень ее располагается на глубине 5 - 15 см от устья шпура.
![]() Рис. 19. Схема дробления негабарита
гидровзрывным способом при электровзрывании
а - конструкция гидрозаряда с использованием ВВ;
б - то же, с использованием отрезка ДШ; 1 - негабарит;
2 - шпур; 3 - детонирующий шпур; 4 - вода (в зимнее
время - раствор хлористого натрия или калия);
5 - заряд; 6 - электродетонатор; 7 - электропровод
В зимнее время взрывание микрозарядов ВВ или отрезков ДШ при гидровзрывном способе осуществляется в труднозамерзающей среде: в растворе NaCl (KCl) или горючей смеси солярового масла и отработанного автомобильного (дизельного) масла в соотношении 1:1.
Радиус взрывоопасной зоны устанавливается по данным опытных гидровзрывов; ориентировочно для механизмов принимается - 25 м, для людей - 50 м.
Расход бурения и материалов при гидровзрывном и шпуровом (часто применяемом на действующих карьерах) способах дробления негабарита приведен в табл. VII.8.
Таблица VII.8
Средний расход бурения и материалов
при дроблении негабарита (на 100 м3 негабарита)
Примечание. В скобках указаны показатели при взрывании в водной среде зарядов, составленных только из отрезков ДШ.
РАСЧЕТА ЛЕНТОЧНЫХ КОНВЕЙЕРОВ <*>
--------------------------------
<*> Методика расчета ленточных конвейеров составлена по материалам института Механобр (Ленинград).
Определение ширины ленты
Ширина ленты определяется из условий оптимального использования формы ее сечения, обеспечения ее прочности и транспортирования максимальных кусков материала. Из условия оптимального использования формы сечения ленты ее ширина, м, определяется по формуле
![]() где Q - производительность конвейера техническая, т/ч;
v - скорость ленты конвейера, м/с;
c - коэффициент, зависящий от угла наклона конвейера к горизонту
Значения коэффициента C даны в табл. VIII.1. Значения средней объемной производительности горизонтальных и наклонных конвейеров при транспортировании материалов с углом естественного откоса
приведены в табл. 44.Таблица VIII.1
Значения коэффициента C
Примечание. Коэффициент C для плоских лент в 2 раза меньше, чем для лент с роликоопорами, имеющими угол наклона боковых роликов 20°.
Полученная ширина ленты проверяется по условию обеспечения транспортирования максимальных кусков материала по табл. 43 и уточняется расчетом на прочность по формуле
aр = Sмаксn/(BKр),
где aр - расчетное число прокладок в ленте;
Sмакс - максимальное натяжение (усилие) ленты, кгс; как правило, принимается равным Sнб - усилию в точке набегания ленты на приводной барабан и определяется в расчете привода конвейера (см. ниже);
n - коэффициент запаса прочности ленты на разрыв (табл. VIII.2);
B - ширина ленты, см;
KР - предел прочности при разрыве 1 см ширины одной прокладки ленты, кгс/см (табл. VIII.3).
Таблица VIII.2
Значения коэффициента запаса прочности n
Таблица VIII.3
Продолжение табл. VIII.3
Примечания: 1. Температура окружающего воздуха для лент допускается: общего назначения не ниже -25 °C, морозостойких -55 °C (ТА-100; ТА-150), остальных -45 °C.
2. В числителе указана толщина верхних обкладок, в знаменателе - нижних.
Если стандартное число прокладок выбранного типа ленты удовлетворяет произведенному расчету, то принятая ранее ширина ленты округляется до ближайшего большего значения по ГОСТу; при этом необходимо рассмотреть возможность снижения скорости движения ленты в увязке с объемной производительностью.
Если расчетное число прокладок больше стандартного, то принимается более прочная лента или выбирается лента большей ширины.
Общие данные о резинотканевых конвейерных лентах приведены в табл. VIII.3.
Расчет привода конвейера
Мощность на валу приводного барабана, кВт, определяется для режима установившегося движения по формуле
Nб = (N1 + N2 + N3)K1K2K3K4 + Nщ + Nпл + Nборт,
где N1 - мощность, необходимая на перемещение ленты на холостом ходу,
N1 = KоLгv/10 000;
N2 - мощность, необходимая на перемещение материала в горизонтальном направлении,
N2 = 1,2QLг/10 000;
N3 - мощность, необходимая на подъем материала,
N3 = 27,2Q(H + Hо)/10 000;
Nщ - мощность, затрачиваемая на преодоление сопротивления очистных устройств; при насыпной массе транспортируемого материала
:
Nпл - мощность, расходуемая на преодоление сопротивления от плужкового сбрасывателя, Nпл = 0,008QB;
Nборт - мощность, затрачиваемая на преодоление трения ленты конвейера и материала о направляющие борта, Nборт = 0,14Lбортv;
Kо - коэффициент, зависящий от массы роликоопор, ширины и типа ленты; для резинотканевых лент:
K1 - коэффициент, зависящий от длины конвейера:
K2 - коэффициент, учитывающий форму трассы конвейера; без перегибов трассы K2 = 1,1; с перегибами трассы K2 = 1,1 - 0,03z, где z - число перегибов; учитываются только выпуклые перегибы; вертикальное натяжное устройство или промежуточный привод приравниваются к двум перегибам; наличие автоматических весов механического типа приравнивается к одному перегибу;
K3 - коэффициент, учитывающий условия работы конвейеров при транспортировании материалов: пылящих - K3 = 1,05 - 1,1; влажных, липких - K3 = 1,1 - 1,15; в неотапливаемых помещениях - K3 = 1,1 - 1,2;
K4 - коэффициент, учитывающий наличие разгрузочной тележки; K4 = 1,15;
Lг - длина горизонтальной проекции конвейера по осям крайних барабанов, м;
H - высота подъема материала, м;
Hо - дополнительная высота подъема материала при наличии сбрасывающей тележки:
Lборт - длина направляющих бортов, м;
Nэ - расчетная мощность электродвигателя, кВт, определяется по формуле
![]() где Kп - коэффициент запаса мощности на пуск от неучтенных сопротивлений:
значения Kп принимаются для горизонтальных конвейеров и конвейеров с малым углом подъема;Таблица VIII.4
для конвейеров с резинотканевой лентой, кВт
Таблица VIII.5
для конвейеров с резинотканевой лентой, кВт
Таблица VIII.6
Мощность N2, расходуемая на перемещение материала
в горизонтальном направлении, при производительности Q
и длине L, кВт
Продолжение
Продолжение
Средние значения к.п.д. приводов загруженных
По Nэ из каталога выбирается электродвигатель ближайшей большей мощности (Nу).
При мощности 100 кВт и более принимается электродвигатель с фазовым ротором.
В отдельных случаях для правильного решения электроснабжения определяется статический пусковой момент загруженного конвейера по специальным методикам (например, института Механобр).
Расчетная скорость вращения приводного барабана, об/мин, определяется по формуле
![]() где v - скорость движения ленты, м/с;
D - диаметр барабана, м.
Расчетное передаточное число редуктора iр = n/nб, где n - частота вращения двигателя, об/мин, принимается по паспортным данным для рекомендуемой номинальной частоты 1500 об/мин, n = 1000 об/мин принимается в исключительных случаях.
На основании расчетных величин v, N3, iр из каталога конвейерного оборудования заводов-изготовителей подбирается комплектовка привода, после чего определяется фактическая скорость ленты по формуле
![]() Выбор барабанов
Диаметр приводных барабанов определяется в зависимости от передаваемого крутящего момента, кгс/м, который рассчитывается по формуле
Mкр = 51NбD/v.
Окружное усилие, кгс, на приводном барабане
P = 102Nб/v.
По полученному значению крутящего момента и по заводским данным выбирается необходимый типоразмер приводного барабана.
Для работы во влажной атмосфере, на открытом воздухе и при транспортировке влажных материалов всегда принимаются футерованные барабаны.
Таблица VIII.7
Продолжение табл. VIII.7
Типоразмеры натяжных, концевых и оборотных барабанов принимаются по заводской комплектации в зависимости от выбранного приводного барабана и ширины ленты.
Диаметры всех барабанов, мм, проверяются по формуле
D >= Kбa,
где Kб - числовой коэффициент, в зависимости от ткани ленты (табл. VIII.8);
a - количество прокладок в ленте.
Таблица VIII.8
Значения коэффициентов Kб
Примечание. Меньшие значения Kб принимаются для
, а также при неполном (до 50%) использовании тяговой способности ленты.Тормозные устройства
На наклонных конвейерах, на которых возможно самопроизвольное обратное движение ленты с грузом вниз (когда продольная составляющая массы груза больше сил сопротивления движению ленты), необходимо предусматривать в приводе конвейера установку специальных автоматических тормозных устройств (храповой останов, электромагнитный тормоз и др.), комплектно поставляемых заводами-изготовителями ленточных конвейеров. Тормозные устройства следует применять для конвейеров с углом наклона
. При Определение натяжения (усилия) в ленте
Максимальное натяжение ленты, кгс, определяется по формуле
Sмакс = Sнб = PKт,
где Kт - коэффициент, зависящий от тягового фактора (тяговой способности) приводного барабана:
![]() e = 2,71;
Значения Kт и
Таблица VIII.9
Значения тягового фактора приводного барабана
и коэффициента Kт для различных
Угол обхвата приводного барабана для однобарабанного привода, как правило, принимается
, а для двухбарабанного (СЗТМ) .Натяжение ленты в точке сбегания ее с приводного барабана, кгс, определяется по формуле Sсб = Sнб - P и проверяется по допустимой величине минимального натяжения ленты из условия ее допустимого провеса между роликоопорами:
на грузовой ветви Sмин = 5lр(qм + qл);
на холостой ветви
,где Sмин,
lр, lрх - расстояние между роликоопорами на грузовой и холостой ветвях, м;
qм - масса материала на 1 пог. м ленты конвейера, кг;
qм = Q/3,6v;
qл - масса 1 пог. м ленты, кг.
Длина конвейерной ленты
Необходимая длина ленты для конвейера, м, определяется по формуле
Lл = 2L + Lт + 2KBL/Lк + 1,57(D1 + D2 + ... + Dn),
где L - полная длина конвейера с учетом вертикального участка при вертикальном грузовом натяге, м;
Lт - дополнительная длина ленты на сбрасывающую барабанную тележку:
B - ширина ленты, мм;
K - коэффициент, равный при количестве прокладок a <= 5 - 1,5, при a > 5 - 2,0;
Lк - длина одного куска ленты заводской поставки, м (табл. VIII.3);
D1, D2, D3 - диаметры приводных, концевых натяжных барабанов, м.
Определение срока службы конвейерных лент
1. Ориентировочный срок службы конвейерных лент, мес, определяется по формуле
![]() где Lу - длина смонтированной ленты конвейера, м:
Lу = Lл - 2KBL/Lк,
где Kл - коэффициент, зависящий от материала основы лент (табл. VIII.10);
Hп - высота падения материала на ленту в месте загрузки, м;
d - максимальная крупность куска транспортируемого материала, м;
Kи - коэффициент использования производительности конвейера, Kи = Qф/Qт;
Qф, Qт - соответственно фактическая и теоретическая производительность, м3/ч;
Kв - коэффициент использования конвейера по времени, Kв = Mф/8760;
Mф - фактическая продолжительность работы конвейера в году, ч.
Таблица VIII.10
Определение наименьших радиусов вогнутых участков
Общий вид трассы конвейера представлен на рис. 20. Радиус кривой, м, для вогнутых криволинейных участков определяется из условия равновесия ленты по формуле (рис. 21)
![]() где Sк - расчетное натяжение ленты в конце вогнутого криволинейного участка, кгс;
Sк = Sнб - W,
где W - сумма сопротивлений движению ленты на участке от конца кривой до приводного барабана, кг:
W = W1 + W2 + W3 + W4 + W5,
здесь W1 - сопротивление от перемещения материала и ленты на участке Li от конца кривой до приводного барабана;
![]() W2 - сопротивление от подъема материала на высоту Hi от конца кривой до высшей точки конвейера с учетом высоты сбрасывающей тележки (Ho):
W2 = (qм + qл)(Hi + Ho);
W3 - сопротивление выпуклого криволинейного участка радиусом R':
![]() W4 - сопротивление сбрасывающей барабанной тележки:
W4 = KSнб;
W5 - сопротивление плужкового сбрасывателя:
W5 = 3,5qмB,
; на открытых площадках ;qр - масса вращающихся частей роликоопор на 1 м грузовой ветки, кг;
K - коэффициент, равный 0,1.
![]() 1 - тележечный натяг; 2 - вертикальный натяг;
3 - разгрузочная тележка; 4 - двухбарабанный
промежуточный привод
![]() участка конвейера
Размеры вогнутого участка конвейера (см. рис. 21) определяются по следующим формулам:
![]() ![]() ![]() ![]() ![]() ![]() ![]() ![]() Для некоторых радиусов вогнутого участка конвейера размеры А, Б, l, l1, l2, l3, l4, l5 приведены в табл. VIII.11.
Таблица VIII.11
Размеры вогнутого участка конвейера, м
Примечания: 1.
2. При других радиусах R, отличных от предусмотренных таблицей, все размеры могут быть получены умножением табличных величин, определенных для R = 100 м, на коэффициент K = Ri/100; например, для Ri = 175 м K = 175/100 = 1,75.
Определение параметров для построения галерей на вогнутых участках конвейеров (рис. 22) производится по формулам:
![]() ![]() ![]() ![]() конвейера и галереи при угле наклона
Оборудование средней части конвейеров
В соответствии с заводской комплектацией средняя часть конвейеров на грузовой ветви оборудуется трехроликовыми роликоопорами с максимальным диаметром роликов. Шаг установки роликоопор на грузовой ветви lр при транспортировке материалов с кусками более 200 мм принимается равным 1000 мм; при транспортировке всех остальных материалов - 1200 мм. Роликоопоры с углом наклона боковых роликов 30° устанавливаются на конвейерах длиной более 60 м.
Для центрировки ленты через каждые 8 - 10 обычных роликоопор устанавливаются центрирующие роликоопоры или батареи роликоопор.
На выпуклых участках и в местах загрузки конвейеров шаг установки роликоопор
. В местах загрузки устанавливаются подпружинивающие роликоопоры с гуммированными роликами. На холостой ветви устанавливаются прямые верхние роликоопоры с шагом .Определение хода натяга и натяжного усилия
Полная длина хода натяга Lполн, м, грузовых и лебедочных натяжных устройств определяется по формуле
Lполн = Lудл + Lмонт,
где Lудл - удлинение ленты (упругое и остаточное), м;
Lмонт - длина хода натяжного устройства, необходимая для монтажа ленты, м (рис. 23).
![]() а - с размещением загрузочной воронки вне хода натяжного
устройства; б - с размещением монтажного хода тележки
под загрузочной воронкой; 1 - положение натяжного барабана
на монтажной схеме конвейера
Для резинотканевых лент Lудл определяется по следующим формулам:
для лент типа РЛХ, 2К-300, 3К-300
![]() для лент типа БКНЛ-65, ТА-100, ТА-150, ТК-300 и ТА-300
![]() Lмонт определяется по формуле
![]() где L - полная длина конвейера с учетом вертикального участка, м.
На рис. 23, а представлен пример наиболее распространенной компоновки натяжного устройства и загрузочной воронки. На рис. 23, б изображена компоновка монтажного хода натяжного устройства и воронки, которая может быть рекомендована для конвейеров большой длины (более 300 м), стесненных условий размещения загрузочного узла и конструкции натяжного устройства, способного перемещаться под загрузочной воронкой. Длина хода натяжного барабана при вертикальном натяжном устройстве определяется так же, как и для тележечного.
Натяжное усилие, кгс, при тележечном натяжном устройстве определяется по формулам:
при горизонтальном конвейере
Sн = 2,7Sсб,
при наклонном конвейере с приводом в головной части
![]() где Gм - масса натяжного барабана с ходовым устройством, кг;
при наклонном конвейере с промежуточным приводом
![]() где H1 - разность отметок приводного и натяжного барабанов при промежуточном приводе или вертикальном натяжном устройстве, м (см. рис. 20).
Натяжное усилие при вертикальном натяжном устройстве
Sн = 2,5Sсб - (2qлH1 + Gм).
Масса груза, кг, натяжного устройства (или усилие в канате натяжной лебедки) для полиспастного натяжного устройства определяется по формуле
Gгр = Sн/iп,
где iп - кратность полиспаста; влияние к.п.д. полиспаста и отклоняющих блоков не учитывается.
На основании полученных значений Sн или Gгр для рассчитываемого конвейера из каталога подбираются тип натяжного устройства и число грузов.
Особенности расчета ленточных конвейеров,
транспортирующих материал под уклон
Основное отличие по сравнению с расчетом обычных ленточных конвейеров, приведенным выше, заключается в определении мощности на валу приводного барабана, выполняемом для двух режимов работы конвейера: установившегося движения без нагрузки и с нагрузкой. При установившемся движении незагруженного конвейера, работающего под уклон, мощность, расходуемая на перемещение груза в горизонтальном направлении (N2), и мощность, расходуемая на подъем груза (N3), равны нулю, поэтому формула мощности, кВт, в данном случае примет вид:
Nбх = N1K1K2K3 + Nщ + Nпл + Nборт.
В формуле исключен коэффициент K4, учитывая, что на конвейерах, работающих под уклон, сбрасывающие тележки не устанавливаются.
Значения коэффициентов K0, K1, K2, K3 для резинотканевых лент приведены в п. 2 настоящего приложения.
Мощность на валу приводного барабана при установившемся движении загруженного конвейера, работающего под уклон, определяется по формуле
Nбн = KoLv/2·10 000 + 0,6QL/10 000 - 27,2QH/10 000 кВт.
Знак минус перед N3 означает, что составляющая массы движущегося под уклон материала способствует движению ленты.
Коэффициенты K1, K2, K3 в формуле приняты равными 1. Значения мощностей Nщ, Nпл, Nборт в данном случае не учитываются.
В вышеприведенной формуле мощности N1 и N2 уменьшены в 2 раза, поэтому при использовании табл. VIII.4, VIII.5 и VIII.6 табличные значения мощностей N1 и N2 также должны быть уменьшены в 2 раза.
Если расчетная мощность Nбн < 0, то это свидетельствует о том, что избыток энергии движущегося под уклон материала заставляет работать двигатель привода в генераторном режиме. В этом случае привод целесообразно размещать в хвостовой части конвейера.
Расчетная мощность двигателя Nэ определяется по большей абсолютной величине (без учета знака) из двух мощностей на валу приводного барабана Nбх и Nбн.
Расчет мощности электродвигателя выполняется по формулам:
при Nбх > Nбн
![]() при Nбх < Nбн
![]() где Kп - коэффициент запаса мощности на пуск:
;
Для более точного определения мощности привода конвейеров, транспортирующих материал под уклон, рекомендуется производить расчет конвейера по точкам; при этом коэффициент сопротивления движению ленты
Расчет тормозного момента, кгс·м, выполняется для случая остановки груженого конвейера с учетом статических сил и сил инерции, с введением повышающего коэффициента 1,25 по формулам:
на валу приводного барабана
![]() на валу двигателя
![]() где Kу - коэффициент возможного уменьшения сопротивлений конвейера;
;iр - передаточное число редуктора.
Особенности расчета реверсивных передвижных конвейеров
При реверсировании конвейер транспортирует двойной объем материала, поэтому ширина ленты определяется по общей формуле, в которой значение производительности удваивается:
![]() Мощность двигателя рассчитывается по общим формулам, и конечный результат увеличивается на 20%.
Определение максимальной длины конвейера
В случае применения конвейеров полной заводской комплектации для условий, отличных от указанных в технической характеристике (производительность, угол наклона, скорость ленты), возникает необходимость определения максимальной длины, которая может быть обеспечена приводом конвейера.
Максимальная длина, м, при этом определяется по формуле, выведенной из основной формулы расчета мощности привода:
Lм = [(10 000hNу/Kп) - 27,2K1K2K3K4Q(H + Ho) +
+ 10 000(Nщ + Nпл + Nборт)] : [K1K2K3K4(Kov + 1,2Q)].
Принятые обозначения приведены выше, в п. 2. Затем производится проверка прочности ленты в обычном порядке.
РАСЧЕТА КОВШОВЫХ ЭЛЕВАТОРОВ
1. Производительность ковшового элеватора, т/ч, определяется по формуле
![]() где io - емкость ковша, л;
tк - шаг ковшей, м;
io/tк - погонная емкость ковшей, л/м (табл. IX.1);
v - скорость движения ковшей, м/с;
Таблица IX.1
Погонная емкость ковшей, л/м
Таблица IX.2
2. Наибольшее ориентировочное статическое натяжение, кгс, набегающей ветви тягового органа вертикальных элеваторов при установившемся движении определяется по формуле
Sмакс = 1,15H(qм + K1qo),
где H - высота подъема материала, м;
qм - погонная нагрузка от массы транспортируемого материала, кгс/м, равная qм = Q/3,6v;
K1 - коэффициент, учитывающий сопротивление движению от перегибов тягового органа и от зачерпывания материала при загрузке ковшей (табл. IX.3);
qo - масса 1 м движущихся частей (лента или цепи с ковшами), кгс/м; qo = K2Q;
K2 - коэффициент пропорциональности, учитывающей сопротивления холостого хода (табл. IX.3).
Таблица IX.3
3. Мощность, кВт, на валу приводного барабана вертикального элеватора определяется по приближенной формуле
No = (1,15 + K2K3v)QH/367,
где K3 - коэффициент, учитывающий форму ковшей (см. табл. IX.3). Для элеваторов с гравитационной загрузкой ковшей K3 = 1.
1. Пластинчатые питатели
![]() где Q - производительность питателя, т/ч;
B - ширина полотна питателя, м;
H - высота слоя материала в зоне приводных звездочек (в зоне разгрузки), м:
![]() f - коэффициент трения транспортируемого материала о неподвижные борта; принимается 0,6;
Lтр - длина транспортирования материала от передней стенки бункера до оси приводной звездочки питателя;
v - скорость полотна питателя, м/с;
2. Качающиеся питатели, т/ч,
![]() где B - расстояние между боковыми бортами, м;
H - высота слоя материала на выпуске (высоте выпускного отверстия), м;
S - ход лотка (двойной эксцентриситет) соответственно для питателей типа КЛ и КТ, м:
;n - число рабочих ходов в минуту;
.3. Ленточные питатели, т/ч:
![]() где B - расстояние между бортами; принимается на 0,1 - 0,15 м меньше ширины ленты, м;
H - высота слоя материала, м; определяется положением регулирующего шибера;
v - скорость ленты, м/с;
.ПРОИЗВОДСТВА НЕРУДНЫХ СТРОИТЕЛЬНЫХ МАТЕРИАЛОВ
Технологические схемы щебеночных заводов
Схемы приведены применительно к переработке горных пород трех основных типов.
Первый тип - прочные однородные абразивные породы, включающие в себя две группы:
первая группа - изверженные породы (граниты, диориты, сиениты, базальты и др.) с пределом прочности на сжатие 800 - 2500 кгс/см2 и более, чистые или незначительно загрязненные легкопромывистыми включениями; рекомендуемая технологическая схема переработки пород приведена на рис. 24;
вторая группа - метаморфические и абразивные осадочные породы с прочностью на сжатие 600 - 2500 кгс/см2 и большим содержанием мелкой фракции 0 - 150 (200) мм в исходной горной массе, загрязненные легко- и среднепромывистыми включениями; рекомендуемая технологическая схема приведена на рис. 25.
![]() Рис. 24. Технологическая схема щебеночного завода
для переработки пород первого типа первой группы
![]() Рис. 25. Технологическая схема щебеночного завода
для переработки пород первого типа второй группы
I - при двухстадийном дроблении с установкой среднеконусной
дробилки; II - при больших производительностях (> 500 т/ч)
операции предварительного и поверочного грохочения
после третьей стадии дробления не объединяются;
III - при большом содержании загрязняющих включений;
IV - при наличии в горной массе среднепромывистых
включений; пунктиром показаны возможные дополнительные
технологические операции
Второй тип - прочные однородные малоабразивные осадочные породы (известняки, доломиты и др.) с пределом прочности на сжатие 600 - 2000 кгс/см2 и более, незначительно загрязненные легко- и среднепромывистыми включениями; рекомендуемые технологические схемы переработки пород даны на рис. 26: для двухстадийного дробления - рис. 26, а, трехстадийного - рис. 26, б.
![]() Рис. 26. Технологическая схема щебеночного завода
для переработки пород II типа
а - при двухстадийном дроблении; б - при трехстадийном
дроблении; пунктиром показаны возможные варианты
технологических операций
Третий тип - неоднородные малоабразивные породы с пределом прочности на сжатие, изменяющимся в широком диапазоне (100 - 1500 кгс/см2), содержащие слабые разности и загрязненные средне- и труднопромывистыми включениями. Для пород этого типа не представляется возможным рекомендовать единую принципиальную технологическую схему переработки, ввиду того что содержание слабых разностей и глинистых включений колеблется в значительных пределах. Выбору технологической схемы должны предшествовать технологические исследования сырья с целью установления оптимальных методов его обогащения.
При переработке пород третьего типа применяются технологические схемы, включающие обогащение методом избирательного дробления и многократного выведения из процесса слабых разностей. Учитывая, что выход отходов достигает 40 - 50%, необходимо предусматривать комплексное использование сырья и утилизацию отходов. Для дробления рекомендуется применять роторные дробилки, дающие наибольшую избирательность дробления; промывку следует осуществлять в вибромойках и корытных мойках.
Технологические схемы гравийно-песчаных заводов
при экскаваторном способе разработки месторождений
Технологические схемы рекомендуются для двух типов сырья гравийно-песчаных месторождений.
Первый тип - гравийно-песчаная масса со средним содержанием гравийно-валунного материала не более 50%, загрязненные средне- и трудноразмываемой глиной до 10 - 12%; прочность гравия и валунов на сжатие - до 1500 кгс/см2.
Принципиальная технологическая схема с раздельным выпуском гравия и щебня приведена на рис. 27.
а)
![]() б)
![]() с раздельным выпуском гравия и щебня для переработки
месторождений I типа
а - при трехстадийном дроблении; б - при двухстадийном
дроблении; пунктиром показаны варианты технологических
потоков и операций
Технологическая схема с совместным выпуском гравия и щебня для месторождений первого типа приведена на рис. 28; совместный выпуск гравия и щебня может быть принят только при соответствующем технико-экономическом обосновании.
![]() с совместным выпуском гравия и щебня для переработки
месторождений I типа
Второй тип - гравийно-песчаная масса со средним содержанием гравийно-валунного материала 70% и более, загрязненные легкопромывистыми включениями не более 5%; прочность гравия и валунов на сжатие - более 1500 кгс/см2.
Принципиальная технологическая схема с раздельным выпуском гравия и щебня приведена на рис. 29, а.
а)
![]() б)
![]() для переработки месторождений II типа
а - с раздельным выпуском гравия и щебня; б - с выпуском
только щебня и песка
В районах с дефицитом природного песка может применяться технологическая схема, предусматривающая выпуск только щебня и обогащенного природного и дробленого песка (рис. 29, б).
Технологические схемы песчаных заводов
Принципиальная технологическая схема песчаных заводов приведена на рис. 30.
![]() Рис. 30. Технологическая схема песчаного завода
При значительном содержании средне- и труднопромывистых включений в исходной песчаной массе операция ее промывки не совмещается с грохочением, а производится в соответствующем аппарате (скруббер, вибромойка) до операции по выделению гравия.
ХАРАКТЕРИСТИКА ЗЕРНОВОГО СОСТАВА ПРОДУКТОВ ДРОБЛЕНИЯ
Характеристики зернового состава исходной горной массы и продуктов дробления щековых, конусных и однороторных дробилок должны определяться экспериментально или расчетным путем по результатам технологических исследований сырья, намечаемого к добыче и переработке <*>.
--------------------------------
<*> Методики расчета зернового состава продуктов дробления щековых, конусных и роторных дробилок. Тольятти, ВНИИнеруд, 1971 - 1974.
При ориентировочных расчетах данные о крупности продуктов дробления могут быть приняты по типовым характеристикам, представленным на рис. 31 - 36, или аналогам.
![]() Рис. 31. Типовые характеристики крупности продуктов
дробления щековых дробилок с простым качанием щеки
1 - изверженные породы; 2 - прочные известняки
(
и более)![]() дробления изверженных пород и прочных известняков (
![]() и более) в щековых дробилках со сложным качанием щеки
![]() изверженных пород и прочных известняков
![]() в конусных дробилках
1 - КСД-1750Гр и КСД-2200Гр; 2 - КСД-1750Т и КСД-220Т;
3 - КМД-1750Гр и КМД-2200Гр
![]() дробления конусных дробилок КМД-1750Т и КМД-2200Т
1 - изверженные породы; 2 - прочные известняки
(
и более)![]() дробления однороторных дробилок крупного дробления
![]() дробления однороторных дробилок среднего (а)
и мелкого (б) дробления
Типовые характеристики крупности продуктов дробления щековых дробилок составлены по обобщенным данным экспериментальных исследований институтов ВНИИстройдормаш, ВНИИжелезобетон и ВНИИнеруд.
Типовые характеристики крупности продуктов дробления конусных дробилок типов КСДГр, КСДТ, КМДГр и КМДТ приняты по данным "Инструкции по монтажу и эксплуатации дробилок конусных среднего и мелкого дробления размеров 1750 и 2200" (Уралмашзавод, 1971).
Типовые характеристики крупности продуктов дробления однороторных дробилок крупного, среднего и мелкого дробления приняты по ГОСТ 12375-70 и 12376-71.
При определении максимальной крупности материала по приведенным кривым (кроме рис. 35) необходимо иметь в виду, что под условной максимальной крупностью dмакс в дробленом продукте принято считать размер отверстий сита, через которое проходит 95% материала.
Для однородных дробилок среднего и мелкого дробления величина d5(dмакс), мм, определяется по формуле
![]() где Gр - предел прочности дробимого материала при растяжении, кгс/см2;
vр - окружная скорость бил ротора, м/с;
S - ширина наименьшей из выпускных щелей, мм.
Значения Gр и
Таблица XII.1
(по данным ИГД им. А.А. Скочинского)
Примечания: 1. Условное временное сопротивление отрыву
2. При отсутствии данных о пределе прочности при растяжении
Для определения зернового состава продукта дробления в однороторной дробилке крупного дробления рассчитывается средневзвешенный размер кусков этого продукта dсв. При дроблении известняка, имеющего предел прочности при растяжении Gр = 110 кгс/см2 и объемную массу
, при окружной скорости vр = 20 м/с и выпускных щелях S1 = S2 = 0,04Dр, средневзвешенный размер кусков dсв равен (с точностью до +/- 15%):
При дроблении пород с другими физическими свойствами в дробилках с другими рабочими параметрами средневзвешенный размер кусков определяется по формуле
![]() где Kпр - коэффициент, зависящий от прочности дробимой породы:
Kпр = 0,0046Gр + 0,5;
Kщ - коэффициент, зависящий от ширины наименьшей выпускной щели дробильной камеры:
![]() Kск - коэффициент, зависящий от окружной скорости ротора:
Kск = 20/vр;
Dр - диаметр ротора, м;
S - ширина наименьшей выходной щели, м;
vр - окружная скорость ротора, м/с.
МЕТОДИКА
РАСЧЕТА КАЧЕСТВЕННО-КОЛИЧЕСТВЕННОЙ СХЕМЫ
Расчету качественно-количественной схемы предшествует ее выбор в соответствии с рекомендациями, изложенными в приложении XI. При расчете качественно-количественной схемы принимаются и определяются следующие две группы основных показателей: исходные и расчетные. Численные значения показателей первой группы устанавливаются на основании задания на проектирование, научно-исследовательских работ и практических данных. Численные значения показателей второй группы определяются в результате расчета схемы.
К исходным показателям относятся:
производительность по готовой продукции;
характеристики крупности исходного материала и продуктов дробления;
общие эффективности технологических операций (табл. XIII.1);
граничные крупности разделения для операций грохочения, классификации и других;
размеры выпускных щелей дробильного оборудования.
Таблица XIII.1
Общая эффективность технологических операций
К расчетным показателям относятся:
производительность по горной массе;
масса и выход продуктов по схеме;
выход того или иного класса крупности или марки прочности в продуктах схемы.
Все выходы выражаются в процентах либо в долях единицы от исходной горной массы и определяются по характеристикам крупности исходной горной массы, продуктов дробления, грохочения, классификации и т.д. При этом дополнительно определяются:
коэффициент, учитывающий характеристику крупности продукта, поступающего на операцию грохочения;
фракционная эффективность операции грохочения.
При ручном способе выполнения расчетов для нахождения фракционной эффективности операции грохочения можно пользоваться табл. XIII.2 или номограммой рис. 37.
Таблица XIII.2
Значение фракционной суммарной эффективности
грохочения
![]() (по В.А. Перову)
Методика расчета качественно-количественной схемы основана на выполнении условий материального баланса на каждой операции. Расчет технологической схемы производится по стадиям дробления (под стадией понимается операция дробления с относящейся к ней операцией грохочения). Например, на рис. 38, где приведена схема переработки пород первого типа, первая стадия состоит из операций предварительного грохочения, грохочения для выделения отходов и операции крупного дробления. В первую стадию дробления входит продукт 1 и выходят продукты 4 и 7. В качестве примера приводится порядок расчета качественно-количественной схемы, изображенной на рис. 38.
![]() щебеночного завода
Расчет первой стадии дробления (операции I, II, III)
1. Определение выходов продуктов 2, 3, 6:
![]() где E1(Ee) - общая эффективность операции грохочения 1;
l - порядковый номер операции;
- выход класса 0-150 (0-d или 0-al) в исходной горной массе (в продукте H схемы);H - порядковый номер продукта;
al - размер отверстий сита грохота на операции грохочения l;
d - расчетный класс крупности.
2. Определение фракционной эффективности операции грохочения 1:
![]() где c = K1E1/(1 - E1);
.3. Определение характеристик крупности продуктов 2 и 3:
![]() 4. Определение выходов продуктов 4, 5, 7:
![]() 5. Определение фракционной эффективности операции грохочения п:
![]() где c = KпEп/(1 - Eп);
.6. Определение характеристик крупности продуктов 5, 6, 7:
если d < 20; если d >= 20; d <= 70,где iIII(ie) - ширина разгрузочной щели дробилки на операции дробления III;
- выход 0-d в дробленном на операции дробления III (e) продукте.Расчет второй стадии дробления (операции IV, V и VI)
1. Определение выходов продуктов 8, 9, 12:
![]() ![]() 2. Определение фракционной эффективности на операции грохочения IV:
![]() где c = KIVEIV/(1 - EIV);
; d < 20.3. Определение характеристик крупности продуктов 8 и 9:
![]() 4. Определение выходов продуктов 10, 11, 13:
![]() ![]() 5. Определение фракционной эффективности операции грохочения V:
![]() где c = KVEV/(1 - EV);
; d < 10.6. Определение характеристик крупности продуктов 11, 12, 13:
если d < 10; если d >= 10; если d <= iVI; если d > iVI;![]() Расчет третьей стадии дробления (операции VII и VIII)
1. Определение выходов продуктов 14, 15, 16, 17:
![]() ![]() где значение dVII определяется в зависимости от заданного ассортимента выпускаемой продукции.
2. Определение характеристики крупности продукта 17:
d < aVII.Расчет операции товарной сортировки IX
1. При выпуске щебня до 40 мм (dVII = 40):
![]() ![]() ![]() ![]() ![]() 2. При выпуске щебня до 20 мм (dVII = 20 мм):
![]() ![]() ![]() ![]() Учитывая необходимость выбора оптимальных технологических схем и оптимальных режимов работы оборудования, большую трудоемкость выполняемых расчетов, расчет технологических схем рекомендуется выполнять с помощью электронно-вычислительной машины (ЭВМ).
Ниже приводится блок-схема (рис. 39) к программе расчета технологической схемы (см. рис. 38) на ЭВМ "Наири-С", составленная на основе приведенного выше вычислительного алгоритма. По этой программе можно выполнить автоматический выбор оптимальных технологических схем и оптимальных режимов работы установленного в схеме оборудования для щебеночных заводов по переработке однородных пород. В режиме "человек-машина" можно выполнить соответствующие расчеты для щебеночных заводов по переработке любых пород.
![]() Рис. 39. Блок-схема расчета качественно-количественной схемы
на ЭВМ "Наири-С"
Программа составлена таким образом, чтобы в зависимости от конкретных требований при расчете технологических схем можно было осуществлять оптимизацию по любому из следующих критериев оптимальности:
максимальный выпуск готовой продукции;
максимальная стоимость готовой продукции.
Алгоритм и программа расчета технологических схем необходимы для определения размерного ряда оптимальных мощностей предприятий нерудных строительных материалов.
ТЕХНОЛОГИЧЕСКОГО ОБОРУДОВАНИЯ
Определение производительности дробильного оборудования
При определении производительности дробилок рекомендуется пользоваться паспортными данными заводов-изготовителей, корректируя их с учетом физико-механических свойств дробимого материала и условий дробления.
Расчетная производительность щековых и конусных дробилок, т/ч, определяется по формуле
![]() где Qп - паспортная производительность дробилки, м3/ч;
Kдр - поправочный коэффициент на дробимость материала; при отсутствии практических данных Kдр принимается по табл. XIV.1;
Kф - поправочный коэффициент, учитывающий форму дробимого материала; принимается равным 1,0 при дроблении рваного камня и 0,85 при дроблении гравийно-валунной массы; при дроблении гравийно-валунной массы, содержащей до 20% рваного камня, Kф = 0,9;
Kкр - поправочный коэффициент на крупность материала, принимаемый:
а) для щековых и конусных дробилок крупного дробления <*>
--------------------------------
<*> Справочник по обогащению руд. М., "Недра", 1972.
Таблица XIV.1
на дробимость материала
Примечание. Коэффициент уточняется при технологическом опробовании сырья.
б) для конусных дробилок среднего дробления, работающих в открытом цикле <*>
--------------------------------
<*> К.А. Разумов. Проектирование обогатительных фабрик. М., "Недра", 1970.
i - ширина разгрузочной щели предшествующей дробилки, мм;
B - ширина загрузочного отверстия дробилки, мм;
в) для конусных дробилок мелкого дробления <**>
--------------------------------
<**> Справочник по обогащению руд. М., "Недра", 1972.
Коэффициент крупности питания для дробилок мелкого дробления, работающих в замкнутом цикле, принимается равным:
Kкр = 1,15 - при содержании в питании класса 20 - 40 мм 35 - 45%;
Kкр = 1,25 - то же, более 45%;
Kв - поправочный коэффициент на влажность дробимого материала, содержащего комкующуюся мелочь <*>:
Расчетная производительность роторных дробилок, т/ч, вычисляется по формуле
![]() где Kпр, Kкр, Kщ, Kск, Kизн - поправочные коэффициенты, определяемые по следующим формулам <*>:
--------------------------------
<*> Расчет поправочных коэффициентов принят по ГОСТ 12375-70 "Дробилки однороторные крупного дробления" и ГОСТ 12376-71 "Дробилки однороторные среднего и мелкого дробления".
Kпр - коэффициент, зависящий от прочности и объемной массы дробимого материала:
а) для дробилок крупного дробления
![]() б) для дробилок среднего и мелкого дробления
![]() где
Dр - диаметр ротора, м;
Kкр - коэффициент, зависящий от крупности дробимой породы:
а) для дробилок крупного дробления
Kкр = 3,33 - 11,7dмакс/Dр,
где dмакс/Dр < 0,2;
dмакс - размер максимального куска, м;
при dмакс/Dр >= 0,2 поправка на крупность не вводится;
б) для дробилок среднего и мелкого дробления при dмакс < 0,3Dр
![]() где
в) для дробилок среднего и мелкого дробления при всей массе дробимой породы, содержащей куски размером менее 0,1Dр
Kкр = 2,7 - 9dмакс/Dр;
Kщ - коэффициент, зависящий от ширины выпускной щели:
а) для дробилок крупного дробления
Kщ = 0,84 + 1,6S1/Dр,
где S1 - ширина выпускной щели, м, первой камеры дробления <*>.
--------------------------------
<*> Под выпускной щелью камеры дробления понимается зазор между билами и соответствующей плитой.
Ширина щели второй камеры не учитывается;
б) для дробилок среднего и мелкого дробления при ширине выпускной щели первой камеры дробления S1 < 0,5dмакс
Kщ = 0,3 + 0,6S1/Dр;
в) для дробилок среднего и мелкого дробления при S1 >= 0,5dмакс
Kщ = 1 + 1,9S2/Dр.
Ширина последующих выпускных щелей в обоих случаях не учитывается;
г) при S1 >= S2 > 0,5dмакс
Kщ = 1,5 + 2,8S3/Dр,
где S1, S2, S3 - ширина выпускных щелей, м, соответственно первой, второй и третьей камер дробления;
Kск - коэффициент, зависящий от окружной скорости ротора, vр:
а) для дробилок крупного дробления
5) для дробилок среднего и мелкого дробления
Kизн - коэффициент, зависящий от степени изношенности рабочих кромок бил
, где r - радиус закругления изношенных рабочих кромок бил, м.Поправочный коэффициент Kизн следует учитывать лишь в тех случаях, когда дробятся малоабразивные породы и имеется возможность поддерживать в течение всего времени эксплуатации закругления изношенных кромок бил r < 0,05Dр.
Определение производительности грохотов
Производительность вибрационных грохотов, м3/ч, определяется по формуле
Q = cFqKlmnop,
где c - коэффициент использования поверхности сита:
c = 1 - для верхнего сита при загрузке грохота материалом по ширине не менее 0,7Bс (ширины сита, м);
c = 0,85 - то же, по ширине не более 0,65Bс;
c = 0,85 и c = 0,7 - соответственно для нижнего сита;
q - удельная объемная производительность 1 м2 сита с квадратными отверстиями, м3/м2·ч (табл. XIV.2);
F - рабочая площадь сита, м2; принимается для грохота:
колосникового ГИТ-41 ............................... 4,5
инерционного ГИТ-52Н ............................... 6,0
" ГИС-42 ................................ 5,0
" ГИС-52 ................................ 7,0
" ГИС-62 ................................ 9,0
K, l, m, n, o, p - поправочные коэффициенты, принимаемые по табл. XIV.4.
Таблица XIV.2
м3/м2·ч
Примечания: 1. Удельные нагрузки даны для условий установки грохота под углом 18°. При изменении угла наклона удельные нагрузки должны быть определены опытным путем. При отсутствии практических данных можно принимать, что при увеличении или уменьшении угла наклона грохота на 3° от условий, указанных выше, его удельная производительность изменяется в среднем на 25% соответственно в большую или меньшую сторону.
2. Размеры отверстий сит различной конфигурации (aкв - квадратных, aкр - круглых), обеспечивающие заданные границы разделения фракций, выбираются по табл. XIV.3, составленной по материалам института ВНИИСтройдормаш.
Таблица XIV.3
Рекомендуемые размеры отверстий сит a, мм
--------------------------------
<*> Размеры отверстий сит рекомендуемые, но не предусмотренные ГОСТом. В скобках указаны ближайшие размеры отверстия сит по ГОСТу.
Таблица XIV.4
производительности грохотов
Для определения коэффициента m необходимо рассчитывать требуемую эффективность грохочения E, %, по формуле
![]() где
.При наличии на грохоте двух сит расчет производительности ведется раздельно по верхнему и нижнему ситам. При мокром способе грохочения значения коэффициента о не учитываются.
Определение производительности промывочных машин <*>
--------------------------------
<*> Методика расчета производительности промывочных машин составлена инж. В.Г. Гуревичем.
Для расчета производительности промывочных машин могут быть использованы показатели расхода электроэнергии, необходимой для промывки 1 т материала, и времени промывки материала до заданного качества.
Производительность промывочной машины, т/ч, при использовании показателя расхода электроэнергии определяется по формуле
![]() где N - установленная мощность электродвигателей, кВт;
;q - удельный расход электроэнергии на промывку материала, кВт·ч/т; для ориентировочных расчетов принимается по табл. 58.
Для определения производительности промывочной машины с учетом обеспечения заданного качества промытого материала должно соблюдаться условие
t <= tт,
где t - время, необходимое для промывки материала до заданного качества, с; определяется опытным путем, расчетом или для ориентировочных расчетов - по табл. 59;
tт - время промывки, обеспечиваемое промывочной машиной, с.
Необходимое время t, с, промывки материала в промывочной машине определяется по формуле
![]() где
![]() a - коэффициент, учитывающий конструктивные и технологические параметры машины; для корытных моек K = 12 и K = 14, a = 0,84 и a = 0,63 при следующих оптимальных значениях параметров режима работы:
(коэффициент заполнения рабочего органа промываемым материалом); Ж:Т = 4 (отношение жидкого к твердому в плотном теле) в рабочем объеме корыта, м3/м3; (длина участка промывки, м); (интенсивность подачи воды на промывку, м3/т·с);R - наружный радиус лопастей, м.
Характерное время промывки для вибрационных промывочных машин определяется по методике ВНИИнеруда.
![]() где
.Таблица XIV.5
--------------------------------
<*> Таблица составлена по данным исследований канд. техн. наук Б.В. Михайлова, канд. техн. наук В.П. Сердюка и инж. В.Г. Гуревича.
Время промывки tт, с, определяется по формуле
tт = 60LKи/(SnKп),
где L - длина корыта, м;
Kи - коэффициент использования длины корыта;
;S - шаг винтовой линии лопастей, м;
n - частота вращения лопастей, мин-1;
Kп - коэффициент подачи;
Kп = 0,41 + 3,04v - 0,43/Kл,
где v - угол наклона корыта; в зависимости от загрязненности щебня и гравия значения v равны:
Kл - коэффициент прерывистости винтовой линии лопастной спирали, равный Kл = 0,53; для корытных моек K = 12 и K = 14.
Производительность двухвальной корытной мойки, м3/ч,
![]() где D - наружный диаметр лопастей, м.
Производительность скруббера легкого типа, м3/ч,
![]() где D - диаметр барабана, м;
;n - частота вращения, мин-1;
v - угол наклона барабана, град.
Производительность скруббера тяжелого типа, м3/ч, установленного горизонтально,
![]() где L - длина барабана, м;
.Время промывки, обеспечиваемое скруббером,
![]() Производительность вибромойки, м3/ч,
![]() где m - количество промывочных барабанов;
R - радиус рабочего органа машины, м;
;L - длина барабана, м.
Содержание глинистых примесей в промытом продукте, %,
![]() где
РАСЧЕТА ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТИ ЗЕМЛЕСОСНЫХ СНАРЯДОВ
Годовая эксплуатационная производительность снаряда, м3/год,
Qг = QтTKв,
где Qг - техническая производительность землесосного снаряда по грунту в час чистой работы, м3/ч;
T - годовой фонд календарного времени, ч, принимается в соответствии с гл. 2 (2.1);
Kв - коэффициент использования оборудования, принимается по табл. XV.1.
Таблица XV.1
землесосных снарядов
Техническая производительность землесосного снаряда, м3/ч, для предварительных расчетов определяется по формуле
Qт = QпKз/[q + (1 - m)];
![]() где Qп - производительность землесоса по пульпе, м3/ч;
Qв - производительность землесоса по воде, м3/ч; принимается по технической характеристике и соответствует оптимальному режиму землесоса;
q - удельный расход воды на разработку и транспортирование 1 м3 грунта в зависимости от его группы, м3/м3; принимается по табл. XV.2;
m - пористость грунта, принимается по данным отчетов о геологических изысканиях;
Kз - коэффициент, равный 0,9; принимается при общей высоте забоя меньше указанной в табл. 123 и XV.3.
Таблица XV.2
Таблица XV.3
применяется понижающий коэффициент Kз
Значения q и
; объемная масса скелета .Удельная масса пульпы может быть установлена для конкретных условий по формуле
![]() где
q - удельный расход воды на разработку и транспортирование 1 м3 грунта, м3/м3.
Для гравийно-песчаной массы, содержащей гравия более 60%, производительность устанавливается на основании данных работы аналогичных предприятий.
МЕТОДИКА
ОПРЕДЕЛЕНИЯ ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТИ
ГИДРОМЕХАНИЗИРОВАННЫХ ПРЕДПРИЯТИЙ
1. Производительность проектируемого гидромеханизированного гравийно-песчаного предприятия при поточной технологии определяется исходя из производительности добычного оборудования (землесосных, эрлифтных, эжекторных снарядов или драг) и годового фонда времени работ этого оборудования.
При сезонном режиме работы завода число рабочих дней в году устанавливается по климатическим данным района (см. гл. 2, п. 2.1.6). Режим работы завода принимается при непрерывной рабочей неделе, в три смены, продолжительность смены 8 ч.
Производительность завода с поточной технологией производства определяется по формулам:
![]() Qг = TгQтKв;
Qт = QпKз/[q + (1 - m)];
![]() где Qг - годовая производительность землесосного снаряда по гравийно-песчаному материалу в естественном состоянии, м3;
Kр - коэффициент разрыхления гравийно-песчаного материала;
n - число землесосных снарядов;
Tг - годовой фонд рабочего времени, ч;
Qт - техническая производительность землесосного снаряда по грунту, м3/ч;
Kв - коэффициент использования рабочего времени (табл. XV.1);
Qп - производительность землесосного снаряда по пульпе, м3/ч;
Kз - коэффициент, равный 0,9; принимается при общей высоте забоя меньше указанной в табл. XV.3;
q - удельный расход воды на разработку и транспортирование 1 м3 грунта, м3/м3 (табл. XV.2);
m - пористость грунта;
Qв - водопроизводительность землесоса, м3/ч (принимается по технической характеристике);
2. Производительность проектируемых гидромеханизированных предприятий при циклично-поточной технологии и наличии промежуточного склада, обеспечивающего продление сезона или переход на круглогодичный режим работы дробильных и гравийно-сортировочных отделений, определяется по гравию, щебню и песку так же, как и для предприятий с экскаваторным способом добычи сырья.
ПО ВЫБОРУ ТИПОВ ГРУНТОЗАБОРНЫХ УСТРОЙСТВ ЗЕМЛЕСОСНЫХ
СНАРЯДОВ И СПЕЦИАЛЬНЫХ ЗЕМЛЕСОСНЫХ СНАРЯДОВ
Выбор типа грунтозаборных устройств землесосных снарядов обуславливается физико-механическими свойствами грунта (гранулометрическим составом, содержанием негабаритных включений, степенью цементации) и глубиной эффективного грунтозабора. В табл. XVII.1 приведены типы грунтозаборных устройств, имеющих широкое применение, а в табл. XVII.2 - специального назначения.
Таблица XVII.1
Грунтозаборные устройства
Таблица XVII.2
Практически рациональная область использования землесосных снарядов с учетом применения указанных в табл. XVII.2 грунтозаборных устройств ограничивается тощими глинами и песчано-гравийными грунтами при средней степени цементации с 40%-ным содержанием гравия и 3%-ным содержанием негабаритных каменистых включений. В отношении глубины эффективного грунтозабора с учетом использования эжекторных устройств рациональная область применения распространяется до 40 м.
Внекатегорийные грунты и грунты, залегающие на большой глубине, рекомендуется разрабатывать специальными землесосными снарядами (табл. XVII.3).
Таблица XVII.3
Специальные землесосные снаряды
РАСЧЕТА ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТИ ГИДРОМОНИТОРНЫХ УСТАНОВОК
Годовая эксплуатационная производительность гидромониторно-землесосной установки по породе, м3/год, определяется по формуле
Qг = QтTKвai,
где Qт - техническая производительность гидромонитора по породе, м3/ч, чистой работы;
T - годовой фонд календарного времени, ч;
Kв - коэффициент использования оборудования (табл. XVIII.1);
a - коэффициент, вводимый при наличии перекачивающих станций и учитывающий их работу; a = 0,95;
i - количество перекачивающих станций.
Таблица XVIII.1
Значения коэффициента использования оборудования
во времени Kв
Техническая производительность гидромонитора, м3/ч, определяется по формуле
Qт = Q/q,
где Q - водопроизводительность гидромонитора (расход воды через насадку), м3/ч; принимается по номограмме (рис. 40);
q - удельный расход воды, м3, для размыва 1 м3 грунта; принимается по табл. 132.
![]() насадки гидромонитора
Графики зависимости изменения напоров струи и производительности гидромониторов по воде и грунту от диаметра насадки при соответствующем расстоянии от насадки до забоя для грунтов II, III и IV групп приведены на рис. 41, 42, 43.
![]() Рис. 41. График зависимости напоров струи гидромонитора H0,
м, и производительности по воде Qв и грунту Qг от диаметра
насадки d, мм, при соответствующем расстоянии от насадки
до забоя l, м (II группа грунтов; удельный расход воды
q = 2,8 м3; оптимальное удельное давление струи у выхода
из насадки Pу(0) = 0,63 кгс/см2)
![]() м, и производительности по воде Qв и грунту Qг от диаметра
насадки d, мм, при соответствующем расстоянии от насадки
до забоя l, м (III группа грунтов; удельный расход воды
q = 4,7 м3; оптимальное удельное давление струи у выхода
из насадки Pу(0) = 2,25 кгс/см2)
![]() м, и производительности по воде Qв и грунту Qг от диаметра
насадки d, мм, при соответствующем расстоянии от насадки
забоя l, м (IV группа грунтов; удельный расход воды
q = 5,5 м3; оптимальное удельное давление струи у выхода
из насадки Pу(0) = 3,9 кгс/см2)
РАСЧЕТА ГИДРОТРАНСПОРТНЫХ СИСТЕМ ПРИ ГИДРОТРАНСПОРТЕ ГРУНТОВ
Расчет напорного гидротранспорта грунтов
Задача расчета. Целью расчета гидротранспортной системы является определение:
расчетных концентраций гидросмеси
средней расчетной скорости движения гидросмеси vр и диаметра трубопровода D;
области возможных изменений расходов гидросмеси (рабочих точек) Q и H и соответствующих этим расходам скоростей движения vр;
характера режимов гидротранспорта в пределах рабочей области;
расчетной производительности гидротранспортного комплекса по горной массе Qт;
линейных потерь напора H.
Основные положения. Оптимальным режимом транспортирования является режим, соответствующий минимуму приведенных затрат на перемещение единицы горной массы. Скорость движения гидросмеси, соответствующая этому режиму, называется оптимальной v0.
Приведенные затраты на транспортирование единицы горной массы определяются по формуле
П = С + ЕК,
где С - эксплуатационные затраты на перемещение единицы горной массы, м3 или т;
К - удельные капитальные вложения в строительство гидротранспортной системы;
Е - нормативный коэффициент экономической эффективности.
Основные расчетные зависимости. Концентрация гидросмеси определяется по формуле
![]() где qт - расход породы в плотном теле в объемных единицах;
qсм - расход гидросмеси в объемных единицах;
qсм = qт + n,
n - удельный расход воды на разработку и гидротранспорт; определяется по табл. 125 и 132 или по формуле
n = A + 0,24A2,
где A - обобщенная характеристика горной массы, определяемая по формуле
A = 2,5(1 + 0,1d50)0,5 [(1 + 1,47 lg d75):d25].
Критическая скорость для частицы размером di определяется по формуле, предложенной А.П. Юфиным,
![]() Коэффициент транспортабельности
Потери напора при движении гидросмеси со скоростью v >= vкрd50 (незаиленный режим) определяются по формуле
![]() где I0 - потери напора при движении воды со скоростью vр.
Потери напора при движении воды со скоростью vр определяются по формуле Дарси
![]() Коэффициент сопротивления трубопровода
![]() Таблица XIX.1
для чистой воды (100%)
Порядок расчета. 1. На основании геологического отчета по расчетному блоку месторождения определяются средний гранулометрический состав и гранулометрические составы с максимальным и минимальным содержанием гравия и соответствующие им значения Aср, Aмакс и Aмин.
2. Определяются средняя, максимальная и минимальная концентрации гидросмеси, соответствующие этим значениям A.
3. Для среднего гранулометрического состава определяют значение vкрd50 и, задаваясь рядом значений vр = 1,3; 1,35; 1,4 и 1,45 от vкрd50, находят диаметр трубопровода D, v0 и Iсм при vр.
4. Определяется зона изменения рабочих режимов работы гидротранспортной системы по четырем характерным точкам, получаемым на пересечении Q-H характеристик грунтовых насосов и трубопроводов (рис. 44):
а) работа системы на чистой воде Qа и Hа;
б) работа системы на гидросмеси при максимальной концентрации Qб и Hб;
в) работа системы при трубопроводе, заводненном гидросмесью с максимальной концентрацией, и грунтовом насосе, заполненном водой Qв и Hв;
г) работа системы при трубопроводе, заполненном водой, и грунтовом насосе, заполненном гидросмесью с максимальной концентрацией Qг и Hг;
д) работа системы при средней расчетной концентрации Qе и Hе.
![]() работы гидросистемы
1 - работа гидросистемы на гидросмеси расчетной
концентрации; 2 - работа гидросистемы на гидросмеси
с максимальной концентрацией; 3 - работа системы на чистой
воде; 4 - рабочая область системы
5. Определяются критические скорости для частиц, соответствующих крупностям d50 и d75 для гранулометрического состава с максимальным содержанием гравия.
6. Устанавливается характер изменения режима транспортирования в диапазоне изменения рабочих точек системы (сверхкритический, критический и критический с заилением).
При транспортировании гравийно-песчаных грунтов с содержанием гравия более 20% режим с частичным заилением трубопроводов не допускается.
7. Полученные значения периметров Q и H характерных точек а, б, в и г используются:
Qг - для расчета водосбросных сооружений, подгрохотных воронок, зумпфов-сгустителей и других водоприемных и обезвоживающих устройств и аппаратов в режимах максимальной нагрузки;
Qв и Hв - для проверки системы на работу в режиме временного частичного заиления;
Qе - для определения производительности гидрокомплекса по горной массе и водохозяйственного расчета системы водоснабжения;
Qа и Qг - для проверки работы системы на устойчивость (переход в кавитационный режим);
Qб и Hб - для проверки работоспособности системы в перегрузочных режимах.
Пересчет характеристики землесоса с воды на гидросмесь производится по формуле
![]() где K0 - безразмерный коэффициент, принимаемый равным единице для грунтовых насосов всех типов, кроме 20Р-11 и 500-60.
Для грунтовых насосов типа 20Р-11 и 500-60 K0 принимается равным:
Q0 = 0,8Qсм.макс; Qсм.макс - максимально возможный расход грунтового насоса при работе на гидросмеси;
![]() Qв.макс - максимальный расход при работе насосов на воде принимается, м3/ч, равным для типа 20Р-11-4800; 500-60-10 500. Для всех остальных насосов Qв.макс принимается по рабочим характеристикам.
Пересчет коэффициента полезного действия грунтового насоса при работе на гидросмеси осуществляется по формуле
![]() где
Пересчет мощности на валу при работе на гидросмеси выполняется по формуле
![]() где Nв, Nсм - мощность грунтового насоса на валу при работе на воде и на гидросмеси.
Для предварительного или ориентировочного определения общих потерь напора значения удельных потерь напора умножаются на длину пульпровода L и коэффициент
, учитывающий местные сопротивления в пульпопроводах, т.е. общие потери напора в напорных пульпопроводах H = iсмLK. Меньшее значение коэффициента K принимается при длинных пульпопроводах с малым количеством фланцевых соединений и углов поворота.Определение суммарных потерь напора в системе напорного гидротранспорта. Суммарные потери напора при гидравлическом транспорте по длине трассы трубопровода складываются из следующих потерь:
H = hl + hм + hг + hб + hз + hв.с.
Значения величин, входящих в формулу, определяются по нижеследующим выражениям:
а) потери на трение
hl = iсмL,
где L - длина магистрального трубопровода, м;
б) потери напора на местные сопротивления в арматуре и фасонных частях магистрального и разводящего трубопроводов
![]() где
в) потери напора на преодоление геодезического подъема гидросмеси
![]() где
г) потери напора в плавучей бухте
hб = iсмLб + iсм10n,
где Lб - длина плавучей бухты, м;
n - количество шаровых соединений;
д) потери напора (местные и на трение) в трубопроводах и арматуре, размещенных внутри корпуса землесосного снаряда,
![]() где
Таблица XIX.2
Таблица XIX.3
Примечание. Rз - радиус закругления отвода; D - диаметр трубопровода.
Таблица XIX.4
Расчет самотечного гидротранспорта грунтов
Безнапорный гидротранспорт следует проектировать таким образом, чтобы скорость движения гидросмеси обеспечивала движение большей части твердых частиц во взвешенном состоянии. Уклоны лотков (труб) должны приниматься равными потерям при напорном гидротранспорте такого же материала при критических скоростях с повышающими коэффициентами.
Расчет безнапорного гидротранспорта грунтов выполняется в соответствии с расчетными формулами и значениями (табл. XIX.5).
Таблица XIX.5
Расчетные формулы безнапорного гидротранспорта грузов
Раскладка фракций грунта при намыве гидроотвала
Расчет раскладки фракций грунта при намыве гидроотвала производится по приближенному методу (графический способ В.Н. Маслова, рис. 45).
![]() Рис. 45. График к расчету раскладки фракций грунта
по способу В.Н. Маслова
1 - кривая гранулометрического состава грунта из карьера;
2 - то же, после отмыва; 3 - то же, наружной удерживающей
призмы; 4 - то же, прудковой части
Гранулометрический состав грунтов гидроотвалов определяется на внешней грани наружной удерживающей призмы и на границе ее с прудком.
Способ заключается в следующем.
1. На график гранулометрического состава в полулогарифмической шкале наносят усредненную кривую грунта 1 и переносят ее на кальку.
2. Задаваясь наибольшим диаметром отмываемых частиц (минимальный размер частиц в отмытом грунте dмин), соответствующим точке B, кривую карьерного грунта, нанесенную на кальку, вращают около точки A до пересечения кривой с горизонтальной осью в точке B.
Полученная кривая AB приближенно будет характеризовать грунт после отмыва; с кальки ее переносят на основной график.
3. На кривой AB устанавливается точка C, соответствующая запроектированному проценту содержания фракций в прудковой части гидроотвала.
4. Через точку C проводится вертикаль, устанавливающая точку a из линии 100%-ного содержания фракций и точку b на нулевой линии графика.
5. При повороте кривой AB вокруг точки A до точки B получается кривая гранулометрического состава грунта наружной удерживающей призмы.
6. При повороте кривой AB вокруг точки b до точки a получается кривая гранулометрического состава прудковой части гидроотвала.
Расчет среднего уклона откоса пляжа
Ниже приводятся две формулы для случаев различной крупности частиц грунтов:
а) для песчаных и песчано-гравелистых грунтов при суммарном содержании пылеватых и глинистых фракций - не более 15%
![]() б) для мелкозернистых грунтов с содержанием пылеватых и глинистых частиц - более 15%
![]() где qт, qв - соответственно удельный расход твердой и водной составляющих пульпы (на 1 м фронта намыва), м3/с; C5 = qт/qв;
v0 - неразмывающая скорость, м/с;
d50 - крупность, соответствующая 50%-ному содержанию фракций в грунте, мм;
w - гидравлическая крупность частиц, м/с;
g - ускорение силы тяжести, м/с2.
При растекании пульпы по длине откоса пляжа значение средних удельных расходов можно вычислить по формулам:
qт = 0,8Qт/L; qв = Qв/L,
где L - длина участка пляжного откоса от места выпуска пульпы до уреза прудка, м (формулы справедливы при L < 200 мм).
Водохозяйственный расчет
Расчет пруда-отстойника гидроотвала производится по формуле
Q0 = Qп + Qс - Qи - Qф - Qот,
где Q0 - количество воды, которое можно получить из пруда-отстойника, м3;
Qп - количество воды, поступающей в гидроотвал вместе с производственными отходами, м3; принимается по технологическому заданию на проектирование гидроотвала;
Qс - количество воды поверхностного стока с водосборной площади гидроотвала, м3; определяется гидрологическими расчетами для года обеспеченностью 90%;
Qи - потери на испарение с поверхности отстойного пруда, м3, могут быть подсчитаны в зависимости от среднемесячного дефицита влажности воздуха по формуле
![]() hи - высота слоя испарения, мм/мес;
dср.мес - среднемесячный дефицит влажности воздуха, мм;
Qф - потери воды на фильтрацию, м3; могут быть определены по формулам и схемам, приведенным в приложении СНиП II-И.4-62; ориентировочные значения этих потерь даны в табл. XX.1;
Qот - вода, расходуемая на заполнение объема пор в отвале складируемого материала, м3:
Qот = nV0,
n - коэффициент пористости отложений грунта в отвале;
V0 - объем складируемого в течение сезона материала, м3.
Таблица XX.1
Расчет водосбросных труб и колодцев производится по графикам рис. 46, 47.
![]() Рис. 46. График для расчета водосбросных колодцев (работа
колодцев трехсторонняя; нерабочая сторона колодца - длинная;
при работе по четырем сторонам пользоваться
пунктирными кривыми)
![]() 1 - 300 мм; 2 - 350 мм; 3 - 400 мм; 4 - 450 мм; 5 - 500 мм
Последовательность расчетов
1. По санитарным нормам спуска вод в водоемы (см. гл. 25, п. 25.7) устанавливается допускаемое увеличение мутности водоема после спуска в него осветленных вод с проектируемого объекта.
2. Определяется допустимая концентрация загрязнения сточными водами по формулам, приведенным в "Методических указаниях для органов Государственного санитарного надзора по применению Правил охраны поверхностных вод от загрязнения сточными водами".
3. Определяется процентное отношение допускаемого количества грунта в сливе к количеству грунта, поступающего в отстойник с отработанной водой.
По графику гранулометрического состава грунта, поступающего в отстойник, находится диаметр частиц, подлежащих сбросу из отстойника, - расчетное граничное зерно dгр.
4. В зависимости от типа отстойника (непрерывного или периодического действия) производится соответствующий расчет отстойника.
Расчет отстойника непрерывного действия
Длина отстойника, м, определяется по формуле
![]() где
v - скорость течения в отстойнике, м/с;
hосв - расчетная глубина воды в зоне осветления, м; задается в пределах 2 - 3 м и уточняется при проектировании.
Скорость течения воды в отстойнике
v = Q/B0hосв,
где B0 - ширина активной зоны осветления, м; принимается не более h0/3;
Q - расход воды, поступающей в отстойник, м3/с.
Решение задачи по определению основных размеров отстойников выполняется путем технико-экономического сравнения ряда вариантов, рассчитанных для нескольких предварительно заданных значений.
Расчет отстойника периодического действия
Время осветления воды в отстойнике за один цикл
![]() Продолжительность одного полного периода отстоя
T = Tосв + Tсбр + Tн,
где Tсбр - время сброса осветленной воды;
Tн - время наполнения зоны осветления.
Потребное количество одновременно действующих отстойников
n0 = 1,2T/Tн,
где 1,2 - коэффициент запаса на неравномерность наполнения.
Расчет необходимого объема отстойника
E0 = Wп + Y,
где Wп - объем рабочей зоны отстойника;
Y - объем зоны аккумулирующего слоя отстойника,
![]() Коэффициент набухания
Wо - количество грунта, поступающего в отстойник с отработанной водой за время эксплуатации отстойника;
Wтв - количество грунта, сбрасываемого из отстойника за время его эксплуатации.
ГИДРОМЕХАНИЗИРОВАННЫХ ГРАВИЙНО-ПЕСЧАНЫХ И ПЕСЧАНЫХ ЗАВОДОВ
На рис. 48 - 51 приведены технологические схемы, предусматривающие получение природного фракционированного песка; при получении же песка обогащенного (или повышенного модуля крупности) из технологической схемы исключается гидроклассификация. В схеме с намывными складами исключаются гидроклассификация, обезвоживание и сгущение. При этом после выделения гравия песчаная пульпа подается непосредственно на карты намыва.
![]() ![]() Рис. 49. Технологическая схема гравийно-песчаного завода
II типа, I группа
![]() Рис. 50. Технологическая схема гравийно-песчаного завода
II типа, II группа
![]() III типа
На технологических операциях гидромеханизированных гравийно-песчаных и песчаных заводов рекомендуется применять следующее оборудование:
а) для предварительного грохочения песчаной и гравийно-песчаной массы - конические грохоты или гидроклассификаторы института ВНИИнеруд;
б) для промежуточного и окончательного грохочения гравия и щебня - виброгрохоты;
в) для гидроклассификации песка по фракциям - гидроклассификаторы типа ГКД института ВНИИнеруд, типа ГКХ института ВНИИжелезобетон, многокамерные института ВНИИстройдормаш;
г) для сгущения - гидроциклоны, сгустители, дуговые сита;
д) для обезвоживания - спиральные классификаторы, виброобезвоживатели.
РАСЧЕТЫ ОБОРУДОВАНИЯ ДЛЯ ГИДРОКЛАССИФИКАЦИИ
Расчет конических грохотов
Скорость пульпы на входе в этот грохот не должна быть менее 2,5 - 3 м/с. Диаметр отверстия сита принимается в 2,5 - 3,5 раза больше граничного зерна классификации.
Извлечение фракций в подрешетный продукт определяется по табл. XXIII.1 (составленной Ф.Ф. Шаненко).
Таблица XXIII.1
Извлечение фракций в подрешетный продукт
на конических грохотах, %
Расход пульпы, проходящей через сито грохота, определяется по формулам:
для сит с круглыми отверстиями, м3/ч
Qп = 1000bDvFотв/Fобщ;
для сит шпальтовых и со щелевидными отверстиями, м3/ч
Qп = 1600bDvFотв/Fобщ,
где Fотв - площадь отверстий или щелей, м2;
Fобщ - общая площадь сита грохота, м2;
b - ширина потока при входе на грохот, м; принимается равной диаметру подводящего патрубка;
v - скорость потока в подводящем трубопроводе (патрубке), м/с;
D - диаметр грохота, м;
Fотв/Fобщ - определяется расчетом; для большинства конических грохотов колеблется в пределах
.Расчет дуговых грохотов
1. Определяется необходимая площадь сита, м2, по формуле
Fр = Qп/q,
где q - удельная нагрузка на сито (принимается равной при щели 0,75 - 1 мм - 300 м3/м2·ч, при щели 0,5 мм - 200 м3/м2·ч);
Qп - объем пульпы (воды), удаляемой при обезвоживании, м3/ч.
Исходя из полученной площади подбирается ближайшее большее сито с площадью F > Fр.
2. Определяется критическая скорость потока для дуговых грохотов с просеивающей поверхностью длиной в 1/2 окружности, м/с, по формуле
![]() где R - радиус сита, м;
g - ускорение силы тяжести, м/с2; для R = 0,550; 0,825; 1,100 и 1,650 критическая скорость соответственно составляет 2,32; 2,84; 3,29; 4,022.
3. Определяется начальная скорость пульпы, м/с, по формуле
.4. Исходя из принятой начальной скорости v0, м2, определяется поперечное сечение подводящего трубопровода по формуле
Fтр = Qп/3600v0,
где Qп - производительность по исходной пульпе, м3/ч.
5. Диаметр подводящего трубопровода (патрубка), м, составит
![]() По полученному значению Dтр подбирается по сортаменту ближайший меньший диаметр трубопровода.
Крупность частиц, проходящих через щели сита, при поперечном расположении колосников ориентировочно равна половине ширины щели.
1. Определяется расчетная площадь сечения приемно-разделительной камеры по формуле
Fп.р = (Qисх + Qв)/36U,
где Qисх - заданная производительность по исходной пульпе, м3/ч;
U - необходимая скорость восходящего потока пульпы при заданном граничном зерне разделения, см/с.
Значение U определяется по формуле В.И. Чудинова
![]() где dгр - заданная граничная крупность зерна, мм;
vст - скорость стесненного падения граничного зерна, см/с (по формуле Олевского),
vст = vо(1 - T/Tм),
где vо - скорость свободного падения граничного зерна, см/с (табл. XXIII.2);
T - действительное содержание твердого в пульпе по массе, %;
Tм - максимальное возможное содержание твердого по весу при расположении частиц по пространственной кубической решетке, %
![]() где
, Tм = 74,5%;Qв - расход воды на классификацию (по формуле М.И. Хрусталева), м3/ч,
![]() где Qт - количество твердого, поступающего в гидроклассификатор, м3/ч;
v0,6 - скорость свободного падения зерна крупностью 0,6 мм, см/с.
Таблица XXIII.2
2. По полученному значению Fпр подбирается по табл. XXIII.3 соответствующий типоразмер гидроклассификатора. Расчет зернового состава продуктов гидравлической классификации производится по заданному граничному зерну.
Таблица XXIII.3
Техническая характеристика гидроклассификаторов
Выход мелкого продукта определяется по табл. XXIII.4, составленной Ф.Ф. Шаненко.
Таблица XXIII.4
Извлечение фракций в мелкий продукт, %
Расчет гидроциклонов (по методике К.С. Бессмертного)
1. Диаметр гидроциклона (м) исходя из заданной производительности по пульпе Qп, м3/ч, определяется по формуле D = 0,2 + Qп/(505 + 0,417Qп) или по графику рис. 52.
![]() Рис. 52. График зависимости диаметра гидроциклона
от нагрузки по исходной пульпе
2. Диаметр сливного патрубка dс для нестандартных гидроциклонов принимается: а) при нестабильном питании (колебание консистенции 20% и более)
; б) при стабильном питании (колебание консистенции гидросмеси до 20%) .3. Эквивалентный диаметр суженной части питающей насадки
, или , см; b - ширина суженной части питающей насадки, см; h - высота суженной части питающей насадки, см; (для нестандартных гидроциклонов).4. Угол конусности
принимается при значении параметра v2/gD >= 2,5, - при значении параметра v2/gD <= 2,5; v2/gD - безразмерный критерий Фруда; v - скорость потока пульпы в узкой части питающей насадки, м/с; g - ускорение силы тяжести, м/с2. Значение параметра в любых случаях должно быть больше 1,5.5. Диаметр песковой насадки ориентировочно может быть вычислен по формулам:
а) при граничном зерне разделения dгр = 0,14 мм
![]() где
б) при граничном зерне разделения dгр = 0,22 мм
![]() в) при граничном зерне разделения dгр = 0,1 мм
![]() здесь D, dс принято в см, v - в м/с, g - в м/с2.
Значение D1,25 в зависимости от D приведено ниже:
6. Длина цилиндрической части гидроциклона (для нестандартных гидроциклонов)
.7. Потери напора в гидроциклоне, кгс/см2 (потребный напор на входе), в соответствии с методикой А.И. Поварова определяется по формуле
![]() где KD - коэффициент, зависящий от диаметра гидроциклона: KD = (0,08D + 2)/(0,1D + 1);
В формулах все линейные размеры в см; Qп - в м3/ч.
8. Извлечение, %, классов крупности в обезвоженные пески рассчитывается по формулам, приведенным ниже, из условия нормального распределения или принимается по табл. XXIII.5.
Таблица XXIII.5
Извлечение фракций в крупный продукт
Примечания: 1. Содержание твердого в исходном питании гидроциклона должно быть не более 25% по массе.
2. Значение оптимального диаметра насадки, обеспечивающее максимальную точность разделения, определяется в процессе наладки.
3. Расчет гидроциклонов, используемых в качестве сгустителей с попутным удалением в слив частиц менее 0,74 мм и аппаратов для осветления промышленных вод, рекомендуется производить по методике А.И. Поварова.
Определяются значения абсциссы кривой разделения:
при di > dгр
![]() при di < dгр
![]() где
;di - среднегеометрическое значение диаметра узкой фракции, мм.
Значение di для различных классов крупности:
dгр - диаметр граничного зерна разделения, мм:
K - показатель неточности разделения, равен отношению d75/d25;
d75; d25 - диаметры частиц, извлечение которых в крупный продукт составляет соответственно 75 и 25%.
Значение K принимается в зависимости от dгр:
а) для нестандартных гидроциклонов, конструктивные параметры которых подобраны в соответствии с настоящей методикой:
б) для стандартных гидроциклонов с углом конусности 20° (при значении v2/gD > 2,5):
в) при значении v2/gD < 2,5 значение K принимается как для нестандартных гидроциклонов.
По найденным значениям абсциссы xi находим значения интеграла вероятности
можно найти в "Справочнике по математике для инженеров и учащихся вузов";г) извлечение фракций в крупный продукт (Ei) определяется по формулам:
при di > dгр
![]() при di < dгр
![]() 9. Содержание твердого в песках при автоматическом регулировании технологического процесса принимается 75%, при отсутствии автоматического регулирования - 50 - 70%.
Расчет гидроциклонов ГЦТ конструкции ВНИИнеруда
Типоразмер гидроциклона типа ГЦТ необходимо принимать исходя из производительности по исходной пульпе (табл. XXIII.6).
Таблица XXIII.6
Типоразмеры гидроциклонов
Расчет колонкового сгустителя
Необходимое количество вертикальных патрубков сгустителя определяется по формуле
n = 0,036Q/v0D2,
где Q - количество сбрасываемой осветленной пульпы, м3/ч;
v0 - гидравлическая крупность граничного зерна, см/с;
D - диаметр вертикальных патрубков, м.
Расчет сгустительной воронки
1. Для расчетов зернового состава сгущенного продукта можно пользоваться данными извлечений фракций в крупный продукт при крупности граничного зерна dгр = 0,15 мм:
Продолжение
2. Производительность сгустительной воронки по твердой части питания, т/ч, определяется по формуле
![]() где F - площадь осветления, м2;
Kэф - коэффициент, равный отношению эффективно используемой площади аппарата к его общей полезной площади (для воронок Kэф = 0,75);
Kи - отношение Ж:Т по массе в исходной пульпе;
Kсг - отношение Ж:Т по массе в сгущенном продукте;
vст - скорость стесненного падения, см/с (см. "Расчет гидроклассификаторов").
3. Производительность сгустительной воронки по сливу, м3/ч,
Qсл = 36FvстKэф.
4. Определение диаметра пескового отверстия
![]() где Fп - площадь пескового отверстия, см2,
![]() Qсг - производительность воронки по сгущенному продукту, м3/ч,
![]() C - коэффициент истечения; для конической насадки
;f - коэффициент, учитывающий вязкость пескового продукта; значения его для содержания твердого от 0 до 50% представлены на рис. 53;
H - напор на выходе из пескового отверстия, кгс/см2; H = 0,06D;
D - диаметр сгустительной воронки, м.
![]() Рис. 53. Значения коэффициента f, учитывающего вязкость
пескового продукта
Расчет спиральных классификаторов
Расчет зернового состава обезвоженных песков. Извлечение классов различной крупности в обезвоженные пески при крупности граничных зерен
приведено в табл. XXIII.7.Таблица XXIII.7
Извлечение классов крупности в обезвоженные пески, %
Производительность классификатора по обезвоженным пескам. В соответствии с формулой к.т.н. В.И. Кабанова (при плотности твердой фазы
) производительность, т/ч, по пескамQп = 5,6iKnD3,
где i - число спиралей;
K - коэффициент, учитывающий крупность перерабатываемых песков; для песков с модулем крупности 2; 2,5; 3,1 K соответственно равен 0,95; 1,0 и 1,0;
n - угловая скорость вращения спирали, об/мин;
D - диаметр спирали, м.
Объемная производительность классификаторов по сливу
На основании исследований ВНИИжелезобетона и ВНИИстройдормаша по обезвоживанию строительных песков, а также анализа практических данных о работе спиральных классификаторов горнорудной промышленности, производительность по сливу определяется по формуле
Qо = iKQбаз,
где K - коэффициент, учитывающий характер перерабатываемого песка:
Qбаз - базисная объемная производительность, соответствующая значению K = 1,0.
Значения Qбаз для различных диаметров спирали:
Расчет лотковых виброобезвоживателей на базе
электровибрационных питателей типа ПЭВ
(конструкции ВНИПИИстромсырье)
Согласно данным работы производственных предприятий, удельная производительность виброобезвоживателя по обезвоженному песку составляет 40 - 50 т на 1 м2 площади сита.
Влажность исходного песка, поступающего на обезвоживание, должна быть не более 35 - 40%; после обезвоживания влажность песка составляет 12 - 16%.
Размер щели сетки щелевой колосниковообразной (ГОСТ 9074-71) зависит от крупности обезвоживаемого песка.
Примечание. l, L, l1, H, B, B1 - основные размеры складов, м;
R - радиус кривизны штабеля, м;
ХАРАКТЕРИСТИКА СЫПУЧИХ МАТЕРИАЛОВ
Вернуться в "Каталог нормативных документов"
Источник информации: https://internet-law.ru/documents/prod/klassifikaciya/2/normy.html
На правах рекламы:
|
|||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||