WWW.INFO.Z-PDF.RU
БИБЛИОТЕКА  БЕСПЛАТНЫХ  МАТЕРИАЛОВ - Интернет документы
 


Pages:   || 2 |

«Южно-Уральский учебно-производственный центр «Добыча и обработка природного камня» ДОБЫЧА, ОБРАБОТКА И ПРИМЕНЕНИЕ ПРИРОДНОГО КАМНЯ Сборник научных трудов RECOVERY, PROCESSING AND APPLICATION OF ...»

-- [ Страница 1 ] --

Министерство образования и наук

и Российской Федерации

Магнитогорский государственный технический университет им. Г.И. Носова

Южно-Уральский учебно-производственный центр «Добыча и обработка природного камня»

ДОБЫЧА, ОБРАБОТКА И ПРИМЕНЕНИЕ ПРИРОДНОГО КАМНЯ

Сборник научных трудов

RECOVERY, PROCESSING AND APPLICATION

OF NATURAL STONE

A collection of scholarly works

ESTRAZIONE, LAVORAZIONE E USO DELLA PIETRA NATURALE

Raccolta delle opere scientifiche

Магнитогорск – Екатеринбург

2013

УДК 622.35+679

Редакционная коллегия:

Б.М. Габбасов, канд. техн. наук (технический редактор),Д.Х. Девятов, д-р техн. наук,А.И. Косолапов, д-р техн. наук (зам. ответственного редактора),Ю.А. Павлов, д-р техн. наук,Г.Д. Першин, д-р техн. наук (ответственный редактор).

Добыча, обработка и применение природного камня: сб. науч. тр. / под ред. Г.Д. Першина. Вып.13. – Магнитогорск: Изд-во Магнитогорск. гос. техн. ун-та им. Г.И. Носова», 2013. – 166 c.

ISBN

Сборник включает 18 статей по результатам Международной технической конференции «Теория и практика добычи, обработки и прменения природного камня» 2013 г.

Задача сборника – информирование работников и руководителей камнедобывающих и камнеобрабатывающих предприятий отрасли, проектных и учебных заведений о достижениях науки и техники, передовом опыте предприятий в современных условиях.

УДК 622.35+679

ISBN 978-5-9967- Магнитогорский государственный технический университет им. Г.И. Носова, 2013

ПРЕДИСЛОВИЕ

В России Уральский регион традиционно занимает лидирующее положение по объёмам производства камнеблоков и облицовочно-строительных изделий из природного камня, что обеспечивается природными запасами. К настоящему времени Урал добывает порядка 60% блоков и производит около 40 % изделий из камня от общего объёма производства в России. Однако возможности сырьевой базы региона, как и высокие объёмы производства, не стимулируют в должной мере внутренний спрос на изделия из природного камня, на что есть несколько причин. Одна из них заключается в том, что спрос на природный камень формируют архитекторы, строители, дизайнеры, профессионалы в области городского хозяйства, ландшафтного дизайна, реставраторы, художники, работники ритуальных служб. Именно эти специалисты определяют культуру применения камня как в регионе, так и стране через идеи использования его в новых сферах и формах.

Соединение творческих идей дизайнеров, строителей и других специалистов с возможностями производителей индустрии камня плодотворна только в рамках системно проводимых специализированных выставках по камню. Основной целью недавно организованной (с 2010 г.) и проводимой ежегодно в г. Екатеринбурге выставке предприятий изготовителей облицовочных архитектурно-строительных изделий из камня является расширение информационного поля путём демонстрирования возможностей регионального производства для всех специалистов отделочно-строительного сектора.

Начиная с 2012 г. региональная выставка «Уралэкспокамень» и уже ставшая традиционной Международная научно-техническая конференция «Теория и практика добычи и обработки природного камня», ранее проводимая в г.Магнитогорске на базе МГТУ им.Г.И.Носова, объединились и проводятся совместно в силу единой главной цели – обеспечение научно-технического прогресса и эффективного производства в отрасли на основе решения актуальных задач как с практических, так и с научно-прикладных позиций.





Объединение этих важных для Уральского региона мероприятий состоялось, и хочется надеяться на их долгое и плодотворное сотрудничество.

С уважением, Першин Г.Д.

ТЕХНОЛОГИЯ И ТЕХНИКА

ДОБЫЧИ ПРИРОДНОГО КАМНЯ

УДК 622.35:621.93.025.7

Першин Г.Д., д-р техн. наук,

Пшеничная Е.Г., канд. техн. наук,

Уляков М.С., инж.

ФГБОУ ВПО «Магнитогорский государственный

технический университет им. Г.И. Носова»

повышение выхода блоков гранита на месторождениях со сложным залеганием природных трещин в массиве

Трещиноватостью и природной блочностью массива определяются возможность и экономическая целесообразность разработки месторождений облицовочного камня, поэтому горно-геометрический анализ структуры массива представляет не только теоретический интерес, но и имеет важное практическое значение. Под структурой массива понимается геометрическое множество его монолитных частей, образованных в результате развития в массиве природной трещиноватости. Природный структурный блок, ограниченный трещинами, имеет форму прямой или наклонной призмы. На форму природного блока оказывают влияние геометрические характеристики залегания трещин в массиве – азимут простирания и угол падения, а на его объем - межтрещинные расстояния основных систем трещин. Таким образом, структура горного массива может быть описана как параметрами природной трещиноватости, так и параметрами природной блочности, которые в совокупности и определяют теоретический выход товарных блоков из массива. Фактический выход блоков при добыче существенно отличается от теоретического (предельно-возможного) уровня, в связи с чем, процесс добычи облицовочного камня является многоотходным производством.

Причина невысокого использования потенциала месторождений облицовочного камня состоит в недостаточном соответствии применяемой технологии добычи блоков структурным особенностям разрабатываемого породного массива. Процентное содержание различных по объему природных блоков в массиве, а также их форма обуславливают экономическую целесообразность применения одностадийной или двухстадийной схем добычи камня. Необходимость применения двухстадийной технологии добычи обусловлена сложным залеганием природных трещин на месторождении, когда природный блок, слагающий массив, образован несколькими системами крутопадающих трещин и системой первично-пластовых (пологопадающих) трещин. При этом, как показывает опыт, двухстадийная технология особенно эффективна при разработке месторождений со слаботрещиноватой толщей горных пород.

В настоящее время по двухстадийной схеме отрабатывается более 90% месторождений группы мраморов, и, как правило, это единственный путь существенного повышения коэффициента выхода товарных блоков.

Мраморный карьер Коелгинского месторождения (Челябинская область) после внедрения в 1997 году и работы в течение ряда лет по двухстадийной высокоуступной технологии с применением алмазно-канатных машин (АКМ), по сравнению с двадцатилетним периодом работы по одностадийной схеме с применением баровых камнерезных машин, добился повышения выхода товарной продукции в среднем на 65 % с повышением ее блочности за счет увеличения средневзвешенного объема блока на 75 %. При этом рост выхода товарных блоков был получен за счет снижения технологических потерь [1].

Применение современной высокоуступной двухстадийной технологии добычи мраморных блоков стало возможным с появлением и использованием в карьерах АКМ, позволяющих в широком диапазоне изменять линейные параметры отделяемых от массива монолитов камня. Так как природная блочность массива существует как заданность месторождения, то влиять на выход товарных блоков остается только линейными параметрами отделяемых монолитов. В связи с чем был разработан ряд методик расчета и выбора рациональных параметров отделяемых монолитов в зависимости от природной трещиноватости массива [2-4].

Породные массивы группы гранитов, как правило, разбиты тремя системами развитых, практически ортогональных друг к другу трещин с различными межтрещинными расстояниями. Первую систему образуют пластовые трещины, имеющие горизонтальное, либо слабонаклонное залегание (угол падения составляет 5-15 град). Ко второй и третьей системам относятся продольные и поперечные трещины, имеющие почти вертикальное падение. На долю продольных и поперечных трещин приходится 40-50 и 25-30 % от общего числа трещин соответственно.

При этом могут проявляться и диагональные трещины под углом падения 45 град. Неортогональность плоскостей продольных и поперечных трещин может достигать 15 град, что позволяет выкалывать из массива блоки, имеющие форму параллелепипеда. Так как мощность горизонтальных пластов от глубины разработки изменяется в широком диапазоне от нескольких сантиметров до нескольких метров, то отработку породного массива на его продуктивной толще осуществляют горизонтальными слоями. При этом выемка пород возможна продольными, поперечными и диагональными заходками в зависимости от расстояния между смежными вертикальными трещинами [5]. На пластовых месторождениях отделение блоков от массива осуществляют, как правило, по одностадийной схеме, которая предусматривает получение готовой продукции (товарных блоков) сразу после отделения объема камня стандартных размеров и прямоугольной формы.

При работе горизонтальными слоями мощность отрабатываемого слоя, как правило, соответствует высоте уступа (подуступа), т.е. высоте отделяемого блока. С повышением толщи горизонтальных слоев по мере понижения отработки находит применение и двухстадийная схема, когда готовую продукцию получают с помощью дополнительных операций уже после отделения крупноразмерных блоков – монолитов.

В качестве примера перехода с одностадийной на двухстадийную схему добычи блоков высокопрочного камня можно привести Мансуровский гранитный карьер (Республика Башкортостан). Причиной перехода явился низкий выход товарных блоков, отделяемых шпуровым способом с применением механических клиньев, с нарастанием мощности пластов.

У механических (либо гидроклиньев) распорное усилие локализовано в верхней части шпура. Поэтому с увеличением мощности пласта (уступа) наблюдается искривление трещины отрыва от заданного направления. Отклонение плоскости отрыва от намеченной контурной плоскости увеличивает технологические потери товарных блоков, что снижает коэффициент их выхода. Внедрение на Мансуровском гранитном карьере двухстадийной схемы с отделением на первом этапе крупных монолитов шпуровым способом с применением в теплый и переходный периоды (до -10 °С) года в качестве распорных средств НРС (невзврывчатые разрушающие смеси) повысило коэффициент выхода блоков товарной кондиции от 20 до 50 % в зависимости от участка карьера [6]. Высота уступа по данной технологии устанавливалась в пределах 3 м и включала один, два либо три пласта в зависимости от их мощности.

Пластовое залегание пород группы гранитов с практически горизонтальными слоями дает возможность вести добычу блоков с выходом до 75 % и более при невысоких трудозатратах. Однако такое благоприятное для камнедобычи залегание является лишь частным случаем генетической природы трещин в массиве. Более общим случаем является трансформация горизонтальных (слабонаклонных) трещин в пологопадающие, а вертикальных поперечных и продольных трещин – в крутопадающие, при этом количество крутопадающих систем может быть более двух. Выход блоков на таких месторождениях составляет 10-60 %, что и является главной причиной дефицита блочной продукции из высокопрочного облицовочного камня.

В последние годы в мировой индустрии камня наметилась стабильная тенденция применения АКМ на гранитных карьерах со сложным залеганием в массиве природных трещин. Основанием явился многолетний практический опыт и положительные результаты применения АКМ на мраморных карьерах. Более высокий удельный расход дорогостоящего гибкого алмазного инструмента на породах типа гранит по сравнению с породами средней прочности являлся сдерживающим фактором применения данного камнерезного оборудования при добыче гранитных блоков. Однако по мере совершенствования технологии и техники производства алмазно-канатного инструмента цена его снижалась, а применение на карьерах высокопрочного камня добычного оборудования с гибким режущим инструментом расширялось. Технология ведения добычных работ на гранитных карьерах полностью соответствует мраморным карьерам, т.е. применяется двухстадийная схема с отделением монолита от массива на первом этапе и разделкой на блоки опрокинутого монолита на рабочую площадку на втором этапе. При этом главной целью двухстадийной технологии также остается обеспечение повышения выхода товарных блоков в условиях сложного залегания природных трещин в массиве за счет обоснованного выбора линейных размеров отделяемого монолита.

Данную чисто геометрическую задачу будем решать при тех же упрощениях и допущениях, принятых в работе [4]. Принимаем, что природный блок ограничивается плоскостями трех почти взаимно ортогональных и наиболее развитых в массиве систем трещин, к которым относятся система пологопадающих и две системы крутопадающих трещин. Так как в первую очередь определяются высота и длина монолита, то фронтальную (продольную) плоскость монолита располагаем так, чтобы следы первой основной (пологопадающей) системы трещин и второй основной (крутопадающей) системы на фронтальную плоскость представляли собой линии падения данных трещин. В таком случае вторая система крутопадающих трещин будет располагаться практически параллельно фронтальной плоскости, которая в этом случае примет положение, ортогональное азимуту простирания первой основной системы трещин.

Полученная таким образом картограмма трещиноватости фронтальной плоскости монолита является проекциями природных отдельностей, ограниченных плоскостями отделения монолита от массива. На картограмме выстраиваются прямоугольники, одна из сторон которых совпадает с направлением системы трещин, имеющей минимальное межтрещинное расстояние, т. е. максимальное развитие в массиве. Площадки других геометрических фигур, как правило, треугольной формы, помноженные на ширину монолита, будут выражать технологические потери блочной продукции, так как согласно ГОСТ 9479-98 «Блоки из природного камня для производства облицовочных изделий» за технологические потери принимаются все объемы камня, составляющие монолит, которые не вписываются в форму прямоугольного параллелепипеда или близкую к нему. Продуктивность принятой в работе [4] расчетной схемы заключается в том, что высота и длина монолита выражаются в целочисленных значениях количеством пологопадающих и крутопадающих отдельностей. Так, за высоту монолита принимается расстояние, кратное числу пологопадающих отдельностей, а длина монолита определяется числом, кратным круто- и пологопадающим отдельностям в пределах фронтальной плоскости монолита. Предложенная методика расчета позволила в простом виде получить геометрические уравнения, в параметрическом виде связывающие искомые линейные параметры монолита от горно-геометрических параметров трещиноватости массива:

Hу=Hм=nпlпsinкsin; (1)

Lм=nкlкsinк+nпlпsincosк ;(2)

kт.п=nпlп2sinкcosкsin2+lк2nкctgк+nпnкlк2ctgHмLм, (3)

где nк и nп – количество отдельностей систем круто- и пологопадающих трещин массива, шт; к, п – углы падения круто- и пологопадающих систем трещин, град; – угол между круто- и пологопадающими системами трещин, град; lк и lп – расстояние между круто- и пологопадающими системами трещин, м; kт.п – коэффициент относительных технологических потерь блочной продукции.

Суммарные относительные технологические потери блочной продукции предложено записать и как функцию высоты уступа (1). В результате выражение (3) примет следующий вид:

kт.п=Hу2ctgк+Hуlк2lпnкcossinк+nкlк2ctgкHуHуctgк+nкlк/sinк. (4)

Нахождение экстремумов технологических потерь по условию

kт.пHу=0 (5)

дает зависимость для расчета оптимальной (с минимальными технологическими потерями) высоты уступа:

Hуоп=lкcosк+cosк2+nк1-lкlпcos1-lкlпcos.(6)

Определение оптимальной высоты уступа позволяет найти из (2) и длину монолита как рациональную величину:

Lм=nкlкsinк+Hуопctgк. (7)

Как видим из полученных выражений (6) и (7), каждому целочисленному значению nк при заданной характеристике трещиноватости массива соответствует оптимальное значение высоты уступа и рациональная величина длины монолита, которым отвечает условие минимальных технологических потерь блочной продукции, т. е. условие максимального выхода блоков (рис. 1).

В качестве критерия определения величины nк принято относительное снижение технологических потерь блочной продукции (рис. 2). По наибольшему значению данного показателя с учетом рациональных размеров рабочей площадки и возможности опрокидывания на нее монолита для горно-геологических условий Юго-Восточного участка Нижне-Санарского месторождения гранодиорита находим nк=3 либо nк=4.

а

б

Рис. 1. Зависимость: а – оптимальной высоты уступа и длины монолита от количества в нем крутопадающих отдельностей; б – длины монолита от оптимальной высоты уступа и количества в нем крутопадающих отдельностей

для Юго-Восточного участка Нижне-Санарского месторождения гранодиорита (к=68°, =65°, lк=1,9 м, lп=2 м)

Рис. 2. Зависимость коэффициента относительных технологических потерь блочной продукции (kт.п) и относительного снижения его величины (Относительное снижение, %) от количества отдельностей крутопадающих систем трещин массива (nк, шт.)

Для оценки влияния режима работы АКМ на себестоимость пиления необходимо еще определить рациональную ширину монолита (B). Она находится из условия наибольшего выхода блоков из монолита и возможности его опрокидывания на рабочую площадку. Применительно к горно-геологическим характеристикам трещиноватости Юго-Восточного участка Нижне-Санарского месторождения гранодиорита (к=68°, =65°, lк=1,9 м, lп=2 м) по разработанной методике были рассчитаны рациональные размеры отделяемого монолита: для nк=3 – Hуоп=5,6 м, Lм=8,4 м, Bм=1,7 м; для nк=4 – Hуоп=6,2 м, Lм=10,7 м, Bм=1,7 м.

Выводы

Совершенствование процесса подготовки блоков к выемке на месторождениях с системами круто- и пологопадающих трещин осуществляется за счет использования комбинированного способа по двухстадийной высокоуступной схеме, когда на первой стадии от горного массива отделяется монолит с помощью АКМ, а на второй стадии, после завалки монолита на рабочую площадку, осуществляется его разделка на товарные блоки с использованием станков строчечного бурения.

Получена зависимость величины технологических потерь блочной продукции от высоты уступа и геометрических характеристик природных трещин горного массива. Путем минимизации данной зависимости, как условия, обеспечивающего повышение выхода блоков, определена оптимальная высота уступа, в соответствии с которой находятся высота и длина монолита.

Согласно разработанной методике для горно-геологических условий Юго-Восточного участка Нижне-Санарского месторождения гранодиоритов (к=68°, =65°, lк=1,9 м, lп=2 м) рассчитаны рациональные линейные параметры отделяемых монолитов:

для 3-х отдельностей системы крутопадающих трещин массива – Нм=5,6 м; Lм=8,4 м; Bм=1,7 м;

для 4-х отдельностей системы крутопадающих трещин массива – Нм=6,2 м; Lм=10,7 м; Bм=1,7 м.

Литература

Першин Г.Д., Чеботарев Г.И. Горно-технологические оценки работы канатных пил на Коелгинском мраморном карьере // Добыча, обработка и применение природного камня: Сб. науч. трудов. Магнитогорск: МГТУ, 2003. С. 98-106.

Оптимизация параметров забоя при добыче блочного камня с применением канатно-алмазных пил / Першин Г.Д., Караулов Н.Г., Афонин А.В., Северин Е.В. // Добыча, обработка и применение природного камня: сб. науч. трудов. Магнитогорск: МГТУ, 2001. С. 56-67.

Косолапов А.И., Невежин А.Ю. Моделирование трещиноватости пород для оценки пространственной изменчивости блочности массива месторождений облицовочного камня // Добыча, обработка и применение природного камня: сб. науч. трудов. Магнитогорск: МГТУ, 2003. С. 119-128.

Першин Г.Д., Косарев Л. В., Фарук Сафи. Методика расчета рациональных параметров отделяемых монолитов мрамора на основе горно–геометрического анализа трещиноватости месторождения // Добыча, обработка и применение природного камня: сб. науч. тр. Магнитогорск: ГОУ ВПО «МГТУ», 2010. С. 51-62.

Карасев Ю.Г. Технология горных работ на карьерах облицовочного камня. М.: Недра, 1995. 198 c.

Повышение эффективности добычи блоков на Мансуровском месторождении гранитов / Першин Г.Д., Пшеничная Е.Г., Хасанов Х.Ф., Ахабзянов Р.М. // Добыча, обработка и применение природного камня: сб. науч. тр.  Магнитогорск: ГОУ ВПО «МГТУ им. Г.И. Носова», 2009.  C. 4-17.

УДК 622.35:621.93.025.7

Першин Г.Д., д-р техн. наук

Пшеничная Е.Г., канд. техн. наук

Уляков М.С., инж.

ФГБОУ ВПО «Магнитогорский государственный

технический университет им. Г.И. Носова»

ОЦЕНКА ВЛИЯНИЯ РЕЖИМА РАБОТЫ

АЛМАЗНО-КАНАТНОЙ МАШИНЫ

НА ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТЬ И СЕБЕСТОИМОСТЬ ПИЛЕНИЯ

На технико-экономические показатели резания камня при отделении монолита от массива влияют его линейные размеры (H, L, B) и режимы работы алмазно-канатной машины (АКМ). Экономическая оценка работы АКМ производится с учетом производительности резания, удельного расхода электроэнергии и алмазного инструмента. Удельные эксплуатационные затраты (руб./м2) на отделение монолита от массива с помощью АКМ при этом определяются по зависимости

Сs=С0КиоП+bAСэ +bRаСи,(1)

где Со, Сэ, Си – стоимости соответственно работы канатной пилы (руб./ч), электроэнергии (руб./кВтч), алмазного инструмента (руб./карат); Kио=0,75 – расчетный коэффициент использования АКМ во времени; П – техническая производительность АКМ, м2/с; b – ширина пропила (диаметр алмазорежущей втулки гибкого инструмента), м; А – удельная работа резания, Дж/м3; R – удельный расход алмазного инструмента, м3/м3; а – содержание алмазов в единице объема алмазонесущего слоя инструмента, карат/м3.

Первое слагаемое уравнения представляет затраты на амортизационные отчисления камнерезного оборудования с учетом затрат на обслуживание и ремонт и заработную плату оператору АКМ САО+ЗП; второе слагаемое – это затраты на электроэнергию, потребляемую двигателем в процессе резания СЭЭ, а третье – затраты, связанные с расходом алмазного инструмента САИ.

Применяются две схемы управления работой АКМ. В первой из схем через задание на пульте управления силы тока определенной величины выдерживается постоянной мощность главного привода (N=const), но изменяется скорость подачи тележки машины (Vп=var). Существующая обратная связь отслеживает изменение мощности энергии основного двигателя и сводит это изменение к нулю за счет увеличения или уменьшения скорости вращения двигателя механизма подачи. С изменением скорости подачи прямо пропорционально изменяется и силовой режим резания, т. е. величина контактного давления инструмента на породу (n=var). Во второй схеме – тележке АКМ путем использования реостата в электрической схеме привода подачи задается постоянная скорость перемещения (Vп=const). При этом на пульте управления амперметр показывает силу тока на главном приводе машины. Так как в режиме постоянной скорости подачи обеспечивается неизменным контактное давление инструмента на породу (n=const), то величина силы тока будет изменяться прямо пропорционально изменению длины контакта инструмента с породой, что вызовет аналогичное изменение мощности энергии главного привода АКМ.

Как видим, применяемые схемы управления работой АКМ влияют только на силовой режим резания. По первой схеме силовой режим переменный во времени, во второй схеме – постоянный. Силовой режим определяет и производительность резания, и мощность главного привода камнерезной машины, влияющие на расход дорогостоящего алмазного инструмента и удельное энергопотребление. Среди технико-экономических показателей любой камнерезной машины определяющим является производительность (так как остальные показатели во многом производны от нее). Применительно к существующим схемам управления работой АКМ рассмотрим методики оценки производительности, энергопотребления и расхода алмазного инструмента.

В случае применения схемы управления с постоянной скоростью подачи средняя производительность АКМ рассчитывается согласно работе [1]:

ПVср=КмПVmax, (2)

где Км<1 – коэффициент влияния геометрии плоскости отделения монолита на среднюю производительность резания от ее максимального значения.

Максимальная производительность определяется выражением [2]

ПVmax=Nb8202Nрасkпb+дhпрVр0,5,(3)

где hпр – высота пропила, м; д – дополнительный угол охвата, рад; µрас и kп – коэффициенты распиловки и прерывистости режущей поверхности; b - диаметр режущей втулки, м; Vp - скорость распиловки (скорость движения гибкого режущего органа), м/с.

Для продольного пропила (kф=L/H>1), hпр=Hу, а значение коэффициента Кмпр рассчитывается по формуле

Kмпр=kфkф+0,75-0,643(DшкHу),

где Dшк – диаметр ведущего шкива, м; Hу – высота уступа, м.

Для поперечного пропила, отделяющего монолит камня от массива, выполняется условие kф=B/H1. В этом случае максимальная высота пропила не равна высоте уступа и находится из уравнения

hпр=Hуkф2-kф-Dшк2Hу1-Dшк2Hу,(4)

что в итоге определяет расчетную величину коэффициента Кмп для поперечного пропила:

Kмп=2-DшкHуkф+0,75-0,643DшкHу4-2kф-DшкHу. (5)

Зависимость производительности АКМ, соответствующей схеме управления ею в режиме постоянной мощности резания, когда kф=B/H1, определяется по выражению [2]

ПN=N820b2NрасkпbVр0,51Dшк0,5-1+дhпр0,5.(6)

При отделении монолита по продольной плоскости (kф=L/H>1, hпр=Hу) необходимо учитывать стационарность процесса пиления по отношению к длине контакта инструмента с породой. В этом случае производительность в режиме постоянной мощности находится как средневзвешенная величина

ПNср=(ПNtнест+ПVmaxtст)(tнест+tст), (7)

где tнест=(kфHу2-0,5(kф-1)Hу2)/ПN – время нестационарного пиления плоскости отделения, ч; tст=(0,5(kф-1)Hу2)/ПVmax – время стационарного пиления плоскости отделения, ч.

Отношение производительностей при двух режимах для kф1 запишется в виде

ПNПV=1Kмп+дhпрDшк0,5-1,(8)

а для kф>1

ПNсрПVср=(2kфПN)Kмпр((kф+1)ПVmax+(kф-1)ПN). (9)

На рис. 1 представлено отношение производительностей резания АКМ (8), (9), управляемой по рассмотренным выше силовым режимам.

Рис. 1. Зависимость отношения производительностей резания при различных режимах работы АКМ от высоты уступа

При этом, начиная с высоты уступа 2-4 м, производительность резания в режиме N=const по отношению к режиму VП=const возрастает по степенной зависимости в соответствии с формой плоскости отделения.

Для реализации алмазосберегающего режима распиловки необходимо, чтобы nminnоп (т. е. отвечало условию минимального удельного расхода алмазного инструмента), где nmin - величина контактного нормального напряжения [2], когда в процессе резания выдерживается постоянная скорость подачи (рис. 2).

Рис. 2. Зависимости удельного расхода (R) алмазного инструмента и удельной работы резания (A) от нормального контактного давления (n) для пород с сж=100-120 МПа

Реализуемое в процессе резания энергопотребление (А) для расчета удельных затрат по формуле (1) определяется для режима работы АКМ с постоянной скоростью подачи следующим образом [2]:

AV=Knmin. (10)

Для режима постоянной мощности резания удельное энергопотребление в случае kф1 находится как средняя интегральная величина по следующей зависимости:

AN=2Knmax-nminnmax-nmin, (11)

где nmax - максимальное значение нормального напряжения, соответствующее минимальной длине контакта инструмента с породой, Па [2].

При отделении монолита по продольной плоскости (kф>1) удельная работа резания в режиме постоянной мощности находится как средневзвешенная величина:

ANср=(ANtнест+AVtст)(tнест+tст). (12)

Отношение удельных работ резания при двух режимах для поперечной плоскости отделения запишется в следующем виде:

AVAN=(nmax-nmin)2nminnmax-nmin,(13)

а для продольной плоскости отделения

AVANср=K(tнест+tст)nmin(ANtнест+AVtст). 14)

На рис. 3 в графическом виде показаны зависимости (10)–(12) значений удельной работы резания (А, МДж/м3) от высоты уступа при различных схемах управления АКМ и величине коэффициента kф. Расчеты выполнены для следующих значений: N=25,47 кВт, рас=0,25, kп=0,16, b=0,01 м, Dшк=0,8 м, Vр=30 м/с.

Средняя удельная работа резания (в режиме N=const) по отношению к удельной работе резания, соответствующей nmin=nоп (в режиме VП=const), возрастает в соответствии с формой плоскости отделения (рис. 4).

Рис. 3. Зависимость показателя удельной работы резания

(А, МДж/м3) от высоты уступа при различных

схемах управления АКМ

Рис. 4. Зависимость отношения среднего (в режиме N=const) и соответствующего nmin=nоп (в режиме VП=const) значений удельной работы резания от высоты уступа

Удельный расход алмазного инструмента (R), как и удельная работа резания (A), может быть получен на основе стендовых испытаний. Для дальнейших расчетов были приняты экспериментальные данные канд. техн. наук К. Г. Лусиняна по резанию алмазным инструментом природного камня различной прочности [3]. В результате обработки экспериментальных точек получена следующая аппроксимирующая зависимость R от n:

R=r0+r1n+r2n, (15)

решение которой при условии Rn=0 дает оптимальное контактное давление nоп=r1r2. Его подстановка в (15) и определяет расход алмазного инструмента в режиме VП=const:

RVmin=r0+r1r1r2+r2r1r2. (16)

Численные значения аппроксимирующих коэффициентов r0= -1,46*10-5, r1= 0,376*10-5 МПа, r2= 10,5*10-5 1/МПа были получены при резании природного камня с сж=120-140 МПа. Для режима N=const удельный расход может быть получен как средняя интегральная величина:

RN=r0nmax-nmin+r1lnnmaxnmin+0,5r2nmax2-nmin2nmax-nmin. (17)

Тогда их отношение для поперечной плоскости отделения запишется в следующем виде:

RNRVmin=r0nmax-nmin+r1lnnmaxnmin+0,5r2nmax2-nmin2nmax-nminr0+r1r1r2+r2r1r2. (18)

При отделении монолита по продольной плоскости удельный расход инструмента в режиме постоянной мощности находится как средневзвешенная величина:

RNср=(RNtнест+RVmintст)(tнест+tст). (19)

Тогда отношение удельных расходов инструмента при двух режимах для продольной плоскости отделения запишется в виде

RNсрRVmin=RNtнест+RVmintст(tнест+tст)r0+r1r1r2+r2r1r2.(20)

На рис. 5 в графическом виде показаны зависимости показателя Rа (карат/м3) от высоты уступа при различных схемах управления АКМ и величине коэффициента kф.

Рис. 5. Зависимость показателя Rа (карат/м3) от высоты уступа при различных схемах управления АКМ

Среднее значение удельного расхода алмазного инструмента (в режиме N=const) по отношению к минимальному (в режиме VП=const) возрастает в соответствии с формой плоскости отделения (рис. 6).

Рис. 6. Зависимость отношения среднего (в режиме N=const)

и минимального (в режиме VП=const) значений удельного расхода алмазного инструмента от высоты уступа

Экономические показатели при различных параметрах и режимах распиловки алмазно-канатным инструментом гранодиорита Нижне-Санарского месторождения (линейные размеры монолита: Нм=5,6 м, Lм=8,4 м, Bм=1,7 м) приведены в табл. 1, 2.

Таблица 1

Расчетные параметры и технико-экономические показатели работы АКМ в режиме VП=const

Режим VП=const, n=const, n min=0,2 МПа, А= 1833,58 МДж/м3

Вид плоскости

отделения (kф) Горизонтальная (0,2) Поперечная (0,3) Продольная (1,5)

Nmax, кВт 8,24 12,18 25,47

Rminа, карат/м3 55,31

КМ 0,63 0,60 0,70

Пmax, м2/ч 1,62 2,39 5,00

Пср, м2/ч 1,01 1,42 3,48

Nуд, кВт•ч/м218,34

САО+ЗП, руб./м2391,69 279,69 114,36

СЭЭ, руб./м215,80

САИ, руб./м2158,07

СS, руб./м2565,56 453,56 288,23

S, м2 14,11 9,41 47,04

tпиления, ч 14,1 6,7 13,5

tпиления, ч 34,4

С, тыс. руб. 7,98 4,27 13,56

С (по монолиту),

тыс. руб. 25,81

Время, затраченное на резание плоскостей, для условий Юго-Восточного участка Нижне-Санарского месторождения гранодиоритов в случае работы АКМ в режиме N=const в 1,5 раза меньше, чем в режиме VП=const. Результаты оценки доли пиления во всем процессе подготовки камня к выемке в зависимости от режима работы АКМ приведены в табл. 3.

Таблица 2

Расчетные параметры и технико-экономические показатели работы АКМ в режиме N=const

Режим N=const, n=var

Вид плоскости отделения (kф) Горизонтальная (0,2) Поперечная (0,3) Продольная (1,5)

N, кВт 8,24 12,18 25,47

n max, МПа 0,57 0,81 1,69

Аср, МДж/м3 1364,34 1219,42 1185,90

Rа, карат/м3 78,21 103,20 158,61

П, м2/ч 1,10 2,41 8,28

Nуд, кВт•ч/м213,64 12,19 11,86

САО+ЗП, руб./м2362,96 165,00 47,99

СЭЭ, руб./м211,75 10,51 10,22

САИ, руб./м2223,54 294,94 453,30

СS, руб./м2598,26 470,45 511,51

tпиления, ч 13,0 4,0 5,7

tпиления, ч 22,7

С, тыс. руб. 8,44 4,43 24,06

С (по монолиту), тыс. руб. 36,93

Таблица 3

Доля времени выполнения пропилов АКМ в процессе подготовки

к выемке гранодиорита Нижне-Санарского месторождения

при различных режимах

Вид работ Время

выполнения, чVП=const, n=const N=const, n=var

Бурение горизонтальной продольной скважины (8,4 м) 3,5

Поиск отметок для стыковки скважин 3,0

Бурение горизонтальной поперечной скважины (1,7 м) 2,0

Горизонтальный пропил АКМ (14,28 м2) 14,14 13,0

Поиск отметок для стыковки скважин 3,0

Бурение вертикальной скважины (5,6 м) 2,5

Вертикальный поперечный пропил АКМ (9,52 м2) 6,70 4,0

Вертикальный продольный пропил АКМ (47,04 м2) 13,52 5,68

Отсыпка подушки 0,5

Опрокидывание монолита на рабочую площадку 3,0

Окончание табл. 3

Вид работ Время

выполнения, чVП=const, n=const N=const, n=var

Разделка опрокинутого монолита и пассировка блоков шпуровым способом с применением механических клиньев 4,0

Время подготовки к выемке блоков природного камня, ч55,9 44,1

Время пиления, ч (в % от общего) 34,4 (61,5 %) 22,7 (51,5 %)

Таким образом, время, затраченное на выполнение пропилов АКМ, в процессе подготовки к выемке камня занимает 51,5 и 61,5 % для режимов N=const и VП=const соответственно.

По формуле (1) были рассчитаны удельные эксплуатационные затраты на резание плоскостей отделения монолита от массива (рис. 7).

Рис. 7. Зависимость удельных эксплуатационных затрат

на резание плоскостей при различных режимах работы АКМ

от высоты уступа

Это позволило представить в графическом виде отношения удельных эксплуатационных затрат при различных режимах работы АКМ от высоты уступа (рис. 8).

Рис. 8. Зависимость отношения удельных эксплуатационных затрат на резание плоскостей при различных режимах работы АКМ от высоты уступа

Удельные эксплуатационные затраты на резание плоскостей в режиме N=const по отношению к режиму VП=const возрастают, начиная с высоты уступа 4,5 м (см. рис. 8, 9) в соответствии с формой плоскости отделения. Так, при высоте уступа Hуоп=5,6 м отношение значений себестоимости Сs(N)/Сs(V) составляет 1,0-1,8 в зависимости от величины коэффициента kф.

Рис. 9. Зависимость отношения удельных эксплуатационных

затрат на резание плоскостей и времени, затраченного на пиление (по монолиту) при различных режимах работы АКМ

от высоты уступа

На рис. 10 и 11 приведены графики зависимостей отношения эксплуатационных затрат к объему монолита (C/W, руб./м3) и времени, необходимого для его отделения (С/t, тыс. руб./ч).

Рис. 10. Зависимость отношения эксплуатационных затрат к объему отделяемого монолита при различных режимах работы АКМ от высоты уступа

Рис. 11. Зависимость отношения эксплуатационных затрат ко времени, необходимого для отделения монолита от горного массива, при различных режимах работы АКМ от высоты уступа

Основным результатом проведенных исследований и полученных зависимостей (1), (8), (9), (13), (14), (18), (20) влияния силового режима на технико-экономические показатели является вывод о неоднозначном вкладе в эксплуатационные затраты производительности, энергопотребления и расхода алмазного инструмента при резании. Так как силовой режим в пределах заданной мощности главного привода канатной пилы связан с высотой пропила (уступа), то с практических позиций целесообразнее полученные технико-экономические показатели представлять в виде функциональных зависимостей от высоты уступа для различных режимов работы АКМ.

Анализ таких итоговых показателей, как производительность отделения монолита от массива (рис. 12, а) и эксплуатационные затраты на отделение (рис.

12, б) в зависимости от высоты уступа для различных режимов работы АКМ не позволяет выделить преимущества одного режима работы АКМ от другого, так как повышение производительности отделения монолита сопровождается повышением эксплуатационных затрат на его отделение при работе в режиме постоянной мощности резания и, наоборот, когда снижению эксплуатационных затрат соответствует понижение производительности, если АКМ работает в режиме постоянной скорости подачи.

В этом случае корректная оценка зависимости режима работы АКМ от высоты уступа может быть дана на основе комплексного технико-экономического показателя:

сw=CWt, (21)

где C – эксплуатационные затраты на отделение монолита от массива, тыс. руб.; Wt – производительность отделения монолита от массива, м3/ч.

Тогда выбор режима работы АКМ в зависимости от высоты уступа осуществляется по минимальной величине предложенного комплексного показателя (рис. 12, в).

Как видно из рис. 12, в, при отделении монолита с высотой добычного уступа менее 4,5 м предпочтение следует отдавать режиму с постоянной скоростью подачи АКМ на забой. При высоте уступа более 4,5 м, когда показатель сw изменяется незначительно от режима работы АКМ, целесообразен режим работы с постоянной мощностью резания, обеспечивающий более высокую производительность отделения монолита.

а

б

в

Рис. 12. Зависимость от высоты уступа (при различных режимах работы АКМ): а – производительности отделения монолита

от массива с помощью АКМ (W/t, м3/ч); б – эксплуатационных

затрат на отделение монолита от массива (C, тыс. руб.);

в – комплексного технико-экономического показателя (cw, руб.*ч/м3)

Выводы

Производительность отделения монолита от массива с помощью АКМ, работающей в режиме постоянной мощности резания, при высоте уступа 5-13 м повышается в 1,2-3 раза по отношению к режиму постоянной скорости подачи АКМ на забой. Одновременно повышаются во столько же раз и эксплуатационные затраты на отделение монолита, что не дает основания по данным показателям выявить преимущества одного режима от другого.

Предложены зависимости показателя удельной работы резания (А, МДж/м3) от высоты уступа при различных схемах управления АКМ и величине коэффициента kф. Средняя удельная работа резания (в режиме N=const) по отношению к удельной работе резания, соответствующей nmin=nоп (в режиме VП=const), возрастает в соответствии с формой плоскости отделения.

Установлены зависимости показателя Rа (карат/м3) от высоты уступа при различных схемах управления АКМ и величине коэффициента kф. Среднее значение удельного расхода алмазного инструмента (в режиме N=const) по отношению к минимальному (в режиме VП=const) возрастает в соответствии с формой плоскости отделения. Время, затраченное на резание плоскостей, для условий Юго-Восточного участка Нижне-Санарского месторождения гранодиоритов в случае работы АКМ в режиме N=const (22,7 ч) в 1,5 раза меньше, чем в режиме VП=const (34,4 ч). При этом доля времени, затраченного на выполнение пропилов АКМ, в процессе подготовки к выемке камня занимает 51,5 и 61,5 % для режимов N=const и VП=const соответственно.

Удельные эксплуатационные затраты на резание плоскостей в режиме N=const по отношению к режиму VП=const возрастают в соответствии с формой плоскости отделения. Отношение значений удельных эксплуатационных затрат Сs(N)/Сs(V) при высоте уступа Hуоп=5,6 м составляет 1,0-1,8 в зависимости от величины коэффициента kф.

С целью обоснования режима работы АКМ в зависимости от высоты уступа за критерий оценки принимается комплексный технико-экономический показатель (сw), характеризуемый затратами, отнесенными к интенсивности отделения объемов камня от массива. Выбор рационального режима работы АКМ от высоты уступа достигается путем минимизации величины этого комплексного показателя.

Для отделения монолитов камня от горного массива при высоте добычного уступа менее 4,5 м следует выбирать режим резания с постоянной скоростью подачи АКМ на забой. При высоте уступа более 4,5 м, когда показатель сw изменяется незначительно в зависимости от режима работы АКМ, целесообразен режим работы с постоянной мощностью резания, обеспечивающий более высокую производительность отделения монолита.

Литература

Першин Г.Д., Утешев В.А. Расчет производительности канатно-алмазной пилы при постоянной скорости ее подачи на забой // Добыча, обработка и применение природного камня: сб. науч. тр.  Магнитогорск: ГОУ ВПО «МГТУ им. Г.И. Носова», 2007.  C. 4-13.

Першин Г.Д., Пшеничная Е.Г., Уляков М.С. Влияние режима управления работой канатной пилы на ее производительность // Добыча, обработка и применение природного камня: сб. науч. тр. Магнитогорск: Изд-во Магнитогорск. гос. техн. ун-та им. Г.И. Носова, 2012. С. 54-63.

Акопян Р.В., Лусинян К.Г. Исследование влияния режимов резания на износ алмазных элементов алмазно-канатного режущего инструмента // Изучение природных каменных материалов и силикатного сырья, разработка эффективной техники и технологии производства: сб. науч. тр. Ереван: НИИКС, 1983. С. 40-49.

УДК 622.354.8

Косолапов А.И., д-р техн. наук,

Кадеров М.Ю., канд. техн. наук

ФГАОУ ВПО «Сибирский федеральный университет»,

г. Красноярск

Повышение эффективности разработки

Кибик-Кордонского месторождения

мрамора

Кибик-Кордонское месторождение облицовочного мрамора (рис. 1) расположено на юге р. Хакасия, в северных отрогах Западного Саяна, в верхнем течении реки Енисей, в месте впадения в него правого притока ручья Изербель.

Климат района континентальный с ярко выраженными летними и зимними периодами. Зима продолжительная – 5,5–6 мес с обильными снегопадами. Минимальная температура отмечается в декабре – январе и достигает (-37°С)(-55°С), максимальная температура 3445°С – в июле. Снег выпадает в середине октября, тает в середине мая. Из-за влияния Саяно-Шушенской ГЭС р. Енисей не замерзает. Весна и осень – дождливые, с ранними заморозками.

Рис. 1. Вид разработки Кибик-Кордонского месторождения (сверху участок Южный, снизу рудник Доверие)

В таких условиях существенное влияния на эффективность разработки месторождения оказывает изменение температуры поверхности мрамора в пространстве месторождения и во времени. Это обуславливает соответствующую вариацию термических напряжений в мраморе [6, 9], влияющую на выход блоков [3]

Эффективность отработки месторождения мрамора в подобных условиях зависит от принятого оборудования, параметров технологии и, главным образом, от способа разработки.

Добыча мраморных блоков по сравнению с другими полезными ископаемыми имеет особенности, такие как отделение от массива монолитных блоков больших размеров (рис. 2).

Рис. 2. Транспортирование монолитного блока к месту погрузки

Производственные процессы (пиление при отделении монолита от массива, пиление при разделке его на блоки, обработка камня на камнеобрабатывающем комбинате) требуют использование воды (до 0,6 м3/м2). После использования в технологическом процессе вода содержит взвешенные частицы мрамора (шлам), и для использования в замкнутом цикле ее необходимо очищать. При обработке мрамора на камнеобрабатывающем заводе применяют замкнутую схему водоснабжения, с очисткой воды от шламов и взвесей с помощью специальной рекуперативной технологии.

Кибик-Кордонское месторождение разрабатывают круглогодично. Зимой технологическая вода замерзает, образуя наледи толщиной до 0,5 м. (рис. 3). Весной объем талых вод значительно превышает технические нужды карьера и их большая часть попадает за пределы карьера, ухудшая экологическую ситуацию.

Один из способов сокращения расхода воды при добыче блоков – это использование специальных камнерезных машин, не требующих охлаждения рабочего органа (баровые машины). Но и в этом случае атмосферные осадки и ветер выносят продукты пиления за пределы карьера в окружающую среду.

Рис. 3. Замёрзшая технологическая вода на откосе уступа

Решение этой проблемы возможно за счет применения комбинированной разработки. При этом, зимой горные работы будут вести подземным способом, а летом открытым и подземным. За счет этого можно сократить расход воды и обеспечить ее использование в замкнутом цикле (рис. 4).

Рис. 4. Зумпф в подземной выработке на руднике Доверие

На рис. 4 показан зумпф для сбора технологической воды и осаждения для повторного ее применения при пилении камня.

Производительность в подземных условиях больше за счет и снижения влияния климата на условия ведения горных работ, и увеличения выхода блоков.

Беспорно, комбинированная разработка мраморных месторождений способствует снижению отрицательного действия на окружающую среду, обеспечивая работу карьера в наиболее благоприятное время года, а работу шахты в течение всего года. Причем, оборудование и персонал после завершения сезона работы карьера будет задействованы в шахте. Что позволит в целом увеличить выход блоков, объем их добычи, а за счет снижения энергоемкости уменьшить производственные затраты.

Для обоснования рациональной продолжительности сезона работы карьера выполнены исследования применительно к условиям Кибик-Кордонского месторождения [2, 7]. При этом проанализированы данные десятилетних метеонаблюдений, статистические данные по выходу блоков и временная динамика напряжений. В результате обобщения этих данных доказано, что продолжительность сезона открытых горных работ следует ограничивать 6–7 мес (апрель–октябрь).

Также ранее выполненные исследования [4] показали, что выход блоков зависит от напряженного состояния массива и его временной динамики, связанной с глубиной разработки, расположением участка и вариацией температур воздуха, а следовательно, и температуры мрамора.

Для дополнительной оценки данного явления выполнены исследования динамики температуры мрамора и скорости прохождения упругих волн на участке «Южный». Точки замеров, которые проводили несколько раз, располагались на разной высоте (рис. 5). Результаты замера температуры мрамора и воздуха приведены в таблице, а скорости упругих волн – на рис. 6.

Из графика (см. рис. 6) следует, что на скорость упругих волн оказывает влияние разность температур на глубине и поверхности. В марте массив мрамора на глубине 3–4 м имеет отрицательную температуру, а днём верхний слой камня прогревается до положительной температуры (см. таблицу). Этим и можно объяснить изменение скорости упругих волн (см. рис. 6), а также и термических напряжений [2].

Рис. 5. Точки замеров

скорости упругих волн

и температуры поверхности

мрамора на участке Южный

Кибик-Кордонского месторождения мрамора

Результаты замеров температуры мрамора и воздуха

Номер точек Дата проведения замеров

9 марта 13:30 10 марта 05:30 14 мая 12:00

tм, С tв, С tм, С tв, С tм, С tв, С

3 4,2 12,0 -6,0 -4,0 12,8 24,0

4 9,0 6,0 -6,0 -4,0 12,0 20,0

5 9,0 5,0 -6,0 -4,5 16,5 19,0

6 1,0 5,0 -10,0 -5,0 8,5 14,0

Примечание. tм; tв – температура мрамора и воздуха.

Рис. 6. График изменения скорости упругой волны

по мере удаления от подошвы борта карьера

Данные наблюдения и обобщение опыта разработки месторождения позволили сделать вывод о том, что для обеспечения хорошего качества блоков добычные работы желательно вести только при положительных температурах воздуха, следовательно, необходимо применение комбинированного способа разработки, который предусматривает сезонную работу карьера и круглогодичную работу шахты.

Литература

1. Ржевский В.В., Ямщиков В.С. Акустические методы исследования и контроля горных пород в массиве. М.: Наука, 1973. 223 с.

2. Косолапов А.И., Кадеров М.Ю. Исследование влияния изменения температуры на формирование напряжений в мраморе Кибик-Кордонского месторождения // Горный информационно-аналитический бюллетень. №4. Москва: МГГУ, 2008. С.349-352 с.

3. Косолапов А.И. Исследование и обоснование технологии разработки нагорных месторождений облицовочного мрамора: дис.... д-ра техн. наук. Красноярск, 1993. 284 с.

4. Косолапов А.И., Кадеров М.Ю. К вопросу выбора режима горных работ при разработке Кибик-Кордонского месторождения мрамора // Добыча, обработка и применение природного камня: сб. науч. тр. Магнитогорск: МГТУ им. Г.И.Носова, 2007. С. 56-62 с.

5. Косолапов А.И., Кадеров М.Ю. Исследование пространственно-временной динамики температуры поверхности мрамора в карьере и шахте при разработке Кибик-Кордонского месторождения // Добыча, обработка и применение природного камня: сб. науч. тр. Магнитогорск: МГТУ им. Г.И.Носова, 2009. С. 23-29.

6. Косолапов А.И., Кадеров М.Ю. Обоснование объёмов добычи блоков и количества комплексов оборудования для комбинированной разработки мраморных месторождений в условиях Сибири // Добыча, обработка и применение природного камня: сб. науч. тр. Магнитогорск: МГТУ им. Г.И.Носова, 2008. С.22-31.

7. Косолапов А.И., Кадеров М.Ю. К вопросу обоснования границ открытых и подземных работ при комбинированной разработке мраморных месторождений в суровых климатических условиях // Добыча, обработка и применение природного камня: сб. науч. тр. Магнитогорск: МГТУ им. Г.И.Носова, 2010. С.4-8.

8. СНиП 23-01-99. Строительная климатология. М.: Госстрой России, 2003.

9. Дмитриев А.П., Гончаров С.А. Термодинамическое и комбинированное разрушение горных пород. М.: Недра, 1978. 304 с.

УДК 622. 35

Караулов Н.Г., канд. техн. наук,

Косарев Л.В., канд. техн. наук,

Белан А.Р., студент,

Шаров В.Н., студент

ФГБОУ ВПО «Магнитогорский государственный

технический университет им. Г.И. Носова»

ОСОБЕННОСТИ ИСПОЛЬЗОВАНИЯ АЛМАЗНО-КАНАТНЫХ ПИЛ

ДЛЯ УДАЛЕНИЯ СКАЛЬНОЙ ВСКРЫШИ

ПРИ СТРОИТЕЛЬСТВЕ КАРЬЕРА ПО ДОБЫЧЕ МРАМОРА

Увеличение объемов добычи облицовочного камня требует вовлечения в разработку новых месторождений с использованием всех возможностей современного оборудования. В настоящее время на большинстве карьеров по добыче мрамора внедрены алмазно-канатные машины (АКМ). При этом возможности данного оборудования используются не в полной мере, например, (АКМ) практически не применяются при удалении скальной вскрыши.

Как правило, в России трещиноватый мрамор традиционно отрабатывают баровыми камнерезными машинами (БКМ), причем на отработку данного слоя приходится от 40 до 80% времени, затрачиваемого на строительство карьера [1].

Строительство карьера при традиционном подходе с производственной мощностью по блокам 10 тыс. м3 может длиться 3-5 лет, в связи с чем в ряде случаев строительство карьера останавливается, а выработанное пространство рекультивируется (например, месторождения Рыскужинское, Еленинское и т.д.

С целью сокращения времени строительства карьера исследована возможность совместной отработки скальной вскрыши и добычного горизонта одним высоким уступом комбинированной отработкой с использованием АКМ и БКМ. Комбинация АКМ и БКМ позволяет увеличить высоту ступа, сократить время удаления скальной вскрыши за счет повышения производительности оборудования. При этом применение БКМ на горизонтальной подрезке монолита устраняет трудоемкое использование горизонтальных шпуров [2].

Высота уступа при АКМ в отличие от БКМ не фиксирована и на добычных горизонтах определяется исходя из условия обеспечения максимального выхода блоков. Для обоснования высоты уступа при совместной отработке скальной вскрыши и добычного горизонта АКМ исследовано влияние высоты уступа в диапазоне от 6 до 12 м на срок строительства карьера (рис. 1). В расчетах принята проектная производительность карьера 45 тыс. м3, выемочно-погрузочное оборудование передвижной кран.

Высота уступа h, м

Рис.1. График зависимости срока строительства карьера

от высоты уступа

Как видно из графика на рис.1, увеличение высоты уступа значительно увеличивает срок строительства карьера за счет увеличения объемов скальной вскрыши, в связи с чем в дальнейших расчетах принимается высота вскрышного уступа 6 м.

В условиях Редутовского месторождения проведен анализ вариантов строительства карьера с использованием для удаления скальной вскрыши АКМ и БКМ (рис. 2).

а

б Рис. 2. Строительство карьера с различным камнерезным

оборудованием, используемым при удалении скальной вскрыши:

а – удаление скальной вскрыши АКМ и БКМ;

б – Удаление скальной вскрыши БКМ

В результате проведенных исследований установлено, что при производительности карьера 45 тыс.м3 по мрамору удаление скальной вскрыши комплексом из АКМ и БКМ при высоте уступа по скальной вскрыше 6 м позволяет увеличить рентабельность предприятия с 8,9 до 13,5 %, снизить период строительства карьера на 2 мес, по сравнению с применяемым в настоящее время комплексом из баровых камнерезных машин. Эффективность применения комплекса АКМ и БКМ объясняется главным образом, увеличением производительности камнерезного оборудования и снижением капитальных затрат. Наряду со снижением капитальных затрат использование АКМ при удалении скальной вскрыши позволяет получать попутную добычу в более ранний период.

Литература

Долговых Ю.В. Систематизация способов вскрытия рабочих горизонтов при разработке месторождений мрамора // Добыча, обработка и применение природного камня: сб. науч. тр. Магнитогорск: ГОУ ВПО «МГТУ им. Г.И. Носова», 2011. С.26-33.

Першин Г.Д., Косарев Л.В. Рациональные условия совместной работы канатной пилы и баровой машины в составе добычного звена на мраморном карьере // Камень вокруг нас. 2009. №21. С.12-15.

УДК 622.235

Симонов П.С., канд. техн. наук

ФГБОУ ВПО «Магнитогорский государственный

технический университет им. Г. И. Носова»

ОСНОВНЫЕ ПРИНЦИПЫ ПРОЕКТИРОВАНИЯ

ПАРАМЕТРОВ БУРОВЗРЫВНЫХ РАБОТ НА ОТРЫВ

Взрывные технологии, применяемые в промышленности, по цели своего использования могут быть подразделены на три вида: отрыв (разделение), дробление, выброс.

Технология отрыва взрывом заключается в разделении взрываемого объекта на блоки или транспортабельные куски по заранее намеченным линиям. Данная технология применяется при добыче блочного камня, постановки уступов карьера в предельное положение, оконтуривании подземных горных выработок, разделке металлических, бетонных, железобетонных и прочих объектов.

По энергии, затраченной на единицу объема, технология отрыва является наиболее малозатратной – удельный расход взрывчатого вещества (ВВ) q<0,3 кг/м3, для дробления требуется q=0,31,5 кг/м3, для выброса q >1,5 кг/м3. Это объясняется тем, что при отрыве энергия ВВ по взрываемому объекту распределяется неравновесно – ВВ помещается только по плоскостям отрыва (концентрированно). Если же считать затраты энергии на единицу вновь образованной поверхности, то оказывается при отрыве затраты энергии значительно больше, чем при дроблении (см. таблицу).

Сопоставление затрат энергии при дроблении и отрыве

Параметры взрывной технологии Величина

Дробление

Горная порода Известняк

Удельный расход ВВ q, кг/м3 0,60

Средний размер кусков в массиве (до взрыва) D, м 0,60

Степень дробления N 2

Удельная вновь образованная поверхность Sv=6/(D·(N-1)), м2/м3 10

Удельный расход ВВ на 1 м2 вновь образованной поверхности qs=q/Sv, кг/м2 0,06

Отрыв (резка металла – накладной заряд [1])

Удельный расход ВВ на 1 м2 площади поперечного сечения перебиваемой металлоконструкции qs,кг/м2 120250

Отрыв (резка металла – шнуровой кумулятивный заряд, ШКЗ-6 [2])

Толщина перерезаемой преграды h, м 0,025

Масса навески ВВ в 1 м заряда m, кг/м 0,7

Удельный расход ВВ на 1 м2 площади поперечного сечения перебиваемой металлоконструкции qs=m/h, кг/м2 28

Отрыв (контурное взрывание [3])

Группа пород по СНиП IX

Диаметр скважины dскв, м 0,100

Расчетная масса заряда ВВ на 1 м длины скважины P, кг/м 0,51

Диаметр шлангового заряда dш, м 0,025

Расстояние между контурными скважинами а, м0,50,9

Удельный расход ВВ на 1 м2 поверхности отрыва qs=P/a, кг/м2 0,571,02

Отрыв (блочный камень – заряд ЗША-14 [4])

Масса ВВ 1 м заряда ЗША-14 m, кг/м 0,14

Расстояние между шпурами а, м0,40,5

Удельный расход ВВ на 1 м2 поверхности отрыва qs=m/a, кг/м2 0,280,35

Из анализа данных таблицы и сопоставления удельного расхода ВВ на 1 м2 вновь образованной поверхности можно констатировать, что КПД действия зарядов для отрыва взрывом остается чрезвычайно низким. Это обусловлено как методами ведения взрывных работ – применением метода накладных зарядов, так и требованием обеспечения сохранности взрываемых объектов – применением внутренних зарядов с радиальными воздушными промежутками и взрывчатых веществ с низкой скоростью детонации. В результате значительная часть энергии затрачивается на химические потери, нагрев окружающей среды и образование ударной воздушной волны.

Таким образом, базовым требованием, предъявляемым к технологии взрывного отрыва, является нахождение путей максимально возможного повышения КПД действия взрыва. Кроме того, при добыче блочного камня и контурном взрывании не менее важным, а зачастую и определяющим, требованием является обеспечение целостности (ненарушенности) законтурного массива или отрываемого от массива блока. Для этого все принимаемые в проекте решения должны быть направлены на максимально возможное снижение давления газообразных продуктов взрыва на стенки зарядной камеры.

При проектировании параметров буровзрывных работ на карьерах по добыче блочного камня, а также при контурном взрывании необходимо руководствоваться следующими принципами:

1) Диаметр шпуров (скважин) не должен превышать 100 мм. В идеале рекомендуется шпуровой метод взрывных работ.

2) Мгновенное взрывание зарядов.

При мгновенном взрывании на линии, соединяющей заряды, происходит сложение сжимающих и растягивающих напряжений, они совпадают по направлению и знаку. В направлении же массива напряжения от соседних зарядов не совпадают. Это вызывает усиленное действие взрыва и образование магистральной трещины по линии расположения зарядов без интенсивного дробления породы вокруг нее [5].

В настоящее время мгновенность взрывания группы зарядов может быть достигнута применением электронных детонаторов, детонирующего шнура и неэлектрических систем с электронным замедлением.

3) Применение низкобризантных, малоплотных взрывчатых веществ.

Для обеспечения сохранности массива необходимо уменьшить бризантное действие взрыва, характеризуемое давлением продуктов взрыва в момент детонации.

Детонационное давление может быть приближенно вычислено по формуле Ландау и Станюковича

,(1)

где – коэффициент, учитывающий размерность величин в различных системах единиц; – плотность ВВ; – скорость детонации.

4) Применение зарядов с радиальными воздушными промежутками.

После детонации сплошного заряда ВВ в зарядной камере устанавливается среднее начальное давление, которое равно примерно половине детонационного.

. (2)

Поскольку сжатые продукты взрыва расширяются по закону, то начальное усредненное давление в объеме зарядной полости диаметром, занятом зарядом диаметром, составит

.(3)

Согласно нормативному справочнику [3] при контурном взрывании диаметр шпуров (скважин) должен превышать диаметр зарядов ВВ в 3–3,5 раза, в этом случае.

5) Применение зарядов специальных конструкций.

Возможно применение асимметричных зарядов (некруглого сечения). Взрыв асимметричного заряда создает дифференцированное распределение энергии в различных направлениях.

При конструировании асимметричного заряда чаще всего используются вкладыши из инертного материала (см. рисунок).

Создание линейной направленности распространения волн напряжений с помощью вкладышей [6]: 1 – инертный вкладыш; 2 – взрывчатое вещество

Вкладыши из инертного материала (дерево, пластмасса, резина и др.) укладываются между зарядами и стенкой скважины. Вкладыши гасят волны напряжений от взрыва заряда в этом направлении, а также облегчают формирование заряда и заряжание скважины.

Литература

Методы ведения взрывных работ. Специальные взрывные работы / Ганопольский М.И., Барон В.Л., Белин В.А., Пупков В.В., Сивенков В.И.; под ред. проф. В.А. Белина. М.: Изд-во Моск. гос. горн. ун-та, 2007. 563 с.

Шнуровой кумулятивный заряд (ШКЗ). Продукция ОАО «ГосНИИ «Кристалл» [сайт]. URL: http://www.niikristall.ru/index.php?id_page=162 (дата обращения: 06.03.2013).

Нормативный справочник по буровзрывным работам / Ф.А. Авдеев, В.Л. Барон, Н.В. Гуров и др. М.: Недра, 1986. 511 с.

Линейные заряды для взрывной резки металла и отбойки блочного камня / Котов Л.Р., Куценко Г.П., Зозуля А.Е., Розенберг Т.И. // Взрывное дело. Вып. №100/57. М.: ЗАО «МВК по взрывному делу», 2008. 269 с.

Кутузов Б.Н. Разрушение горных пород взрывом. М.: Изд-во МГИ, 1992. 516 с.

Бротанек И., Вода Й. Контурное взрывание в горном деле и строительстве. М.: Недра, 1983. 144 с.

УДК 622.2(09)(571.1/5)

Волков В.В., инж.

СТАРАТЕЛЬСКАЯ АРТЕЛЬ

Четверть века назад мне, горному инженеру, имевшему в то время двенадцатилетний стаж работы на шахте, выпала честь – стать членом артели старателей. Со стороны может показаться, что это высокие слова, ну а такие понятия, как «самоотверженный труд на благо общества», «упорство в достижении цели», «равенство и братство», «надежное плечо друга» – только штампы для докладов на каком-нибудь митинге, но, как говорили раньше, «смею Вас уверить в том, что всё это имело место быть в природе». В этом я убедился за четыре сезона старания. Конечно, не все слова, которыми при оформлении членства мне объяснили основополагающие принципы взаимоотношений в артели могу здесь привести. Но именно в неукоснительном соблюдении именно этих принципов, как выяснилось позже, и был заложен успех её деятельности.

Прошло много лет, но я до сих пор годы работы в артели считаю самыми незабываемыми в своей жизни. Из чувств благодарности и уважения к тем, кто чётко осознавал, что такое настоящее сотрудничество, хочу поделиться некоторыми воспоминаниями и размышлениями о той поре.

Но перед этим хотелось бы напомнить, какие определения этого занятия были в стародавние времена: Старатель, усердник, рачитель, прилежник, заботник, ревнитель. Сотрудник, сотоварищ по трудам. Артель, товарищество с круговой порукой для работы сообща и раздела заработков за вычетом расходов, прогулов и пр. Артель суймом крепка. Суйм – общая сходка. Старательская работа сверх урока или урочных часов, за особую плату (Даль В. Толковый словарь живого великорусского языка).

Эти несколько строк, записанных в средине 19-го века Владимиром Ивановичем, как нельзя точно отражают принципы, на которых основываются: и отношение к труду каждого члена артели, и коллективная ответственность за его результат, и основы планирования, управления. Всё это, но уже современным языком, отражено в основном документе – Уставе старательской артели, который может быть принят только в том случае, если за него проголосуют все, без исключения, члены артели. Это очень важное условие. Равноправие при принятии важных решений, информированность по всем вопросам хозяйственной и финансовой деятельности, но при этом неукоснительное исполнение своих обязанностей и личная ответственность за нарушение Устава равно как повара, так и председателя артели. На моей памяти есть случай, когда решением общего собрания был исключен из артели за потерю доверия её председатель. Ведь доверие и взаимовыручка – основа сплоченности коллектива, гарантии успешной работы и, в конечном счете, высоких заработков.

80-е годы прошлого века сейчас именуются «периодом застоя», а по моему мнению, это было время стабильности и уверенности в завтрашнем дне, гарантированные Государством. Люди имели небольшой, но стабильный заработок, хотя часто относились к работе по принципу «как платят, так и работаем, а как работаем, так и платят». Но упрекать их в этом не всегда корректно, т.к. на госпредприятиях действовал уравнительный принцип оплаты труда, при котором рост производительности труда в одной бригаде, а как следствие, рост зарплаты незамедлительно вел к увеличению нормы выработки и уменьшению расценок на всем предприятии, так что любая инициатива была наказуема. Но многие хотели иметь более высокий заработок для обеспечения достойной жизни и возможности покупки квартиры, автомашины и т.д. В то время законно можно было этого достичь только двумя способами:

долгим – поехать на Крайний Север, где на заработок начислялся районный коэффициент – 1,5–1,7 (на Урале – 1,15) и «северные» надбавки (увеличивавшиеся за каждые полгода работы на 10%) до 80 (100)%, и пробыть там 6-10 лет.

коротким – устроиться в артель старателей и там отработать 2-3 «сезона».

Немного истории: Во времена «социализма» старательство было выделено в особый вид деятельности, при которой отменялись ограничения по балансу рабочего времени, а также некоторые социальные гарантии, но при этом не было ограничения по оплате труда. Государство, не вкладывая никаких средств в артель и не представляя льгот, ставило условие, чтобы артелью выполнялись те работы или велась добыча полезных ископаемых, которые в то время не производились госпредприятиями из-за их «невыгодности». Вот при этих, главным образом горно-добывающих госпредприятиях, и организовывались артели старателей.

Запасы месторождений, выделяемые для отработки артелям, в основном были или забалансовые, или находились в таких местах, где, как говорится, не ступала нога человека, или были мизерными, а то и все это «в одном флаконе». При этом оплата результатов труда производилась строго по госрасценкам, выделение же новой техники Госпланом СССР не предусматривалась и т.д. Одним словом, экономические условия в нише, выделенной старательской артели государством, были экстремальными.

Редкое госпредприятие долго проработало бы в этих условиях. И это несмотря на то, что у них не было нехватки в технике, НИИ проектировали технологии и оборудование, выделенные средства не успевали осваиваться, отделы НОТ (научной организации труда) имели раздутые штаты, но работа там шла «ни шатко, ни валко».

Руководители госпредприятий того времени, в подавляющем большинстве, – люди ответственные, в совершенстве знающие производство, хорошие организаторы, были связаны по рукам и ногам решениями съездов, горкомов, парткомов, отраслевыми нормами и расценками, циркулярами, директивами и ценными указаниями и т.д., практически не имели права самостоятельно что-либо менять в нём. На согласование с вышестоящими инстанциями любой, даже самой ценной, инициативы уходили месяцы, а то и годы.

Основными поощрениями за добросовестную работу тогда были «Почётная грамота», благодарность в трудовую книжку, значки «Победитель соцсоревнования», «Ударник коммунистического труда», занесение на «Доску Почёта», к которым прилагалась мизерная премия. Если прогулы и пьянство на рабочем месте ещё наказывались, то с лодырями, а то и откровенными саботажниками можно только проводить воспитательную работу (почти, как в комедии «Операция «Ы»). Эти «стимулы» мало способствовали «росту производительности труда», зато не позволяли развиваться духу стяжательства (хотя, по Далю, и стяжательный человек – добычливый, бережливый, скопляющий состоянье).В старательских артелях применялись тогда и сохраняются до сих пор другие, более надёжные способы обеспечения эффективности её хозяйственной деятельности. О них расскажу по порядку, а пока несколько эпизодов из жизни старателей.

Моё первое близкое знакомство с бытом артели произошло в 1983-м году в Якутии. В то время все ИТР-горняки шахты по добыче рассыпного золота «Аллах-Юнь» комбината «ДжугджурЗолото» имели «трудовую повинность» – командировка по графику на месяц на участок «Стрела» старательской артели, образованной при шахте, где велись подземные работы. По «положению об артелях» старатели не имеют права самостоятельно производить взрывные работы. Их проводили взрывники, имевшие удостоверения мастера-взрывника, только формально числившиеся в штате шахты. Но руководителем производства взрывных работ мог быть только штатный ИТР шахты.

По мнению того, кого я сменил, – «он пробыл месяц на курорте». Но моё первое впечатление об этом «курорте» было удручающим. Как только до верха груженый аммонитом ЗиЛ, на котором я сюда добрался, заехал на склад ВМ, тут же появились шесть угрюмых бородатых мужиков, за несколько минут весь груз уложили на стеллажи и также быстро исчезли. Всё это они проделали молча, а их взгляды в мою сторону трудно было назвать дружелюбными. Уж потом узнал, что это была отдыхающая смена, а во мне они видели очередного нахлебника (питание командированных было за счёт артели). На ознакомление с шахтой и документацией начальник участка уделил мне чуть больше полутора часов.

Исполнение моих прямых обязанностей занимало всего 2–3 ч в сутки, а за окном – 43°, так что у меня было с избытком времени на наблюдения.

Меня поселили с «медбратом». По образованию стоматолог, он перепрофилировался на травматолога и пришёл в артель с братом-взрывником. Несмотря на то, что работы по профилю, слава Богу, почти не было, я не видел его не сидящим без дела. Он был диспетчером, радистом, чертёжником, перепечатывал на машинке необходимую документацию, которую зачастую сам и составлял, вёл учет ГСМ и склад запчастей, а то, приговаривая «засиделся», уходил к бане колоть дров и т.д.

Глядя на него, уже на четвёртый день мне стало совестно идти на пищеблок и я попросил начальника участка занятия по моей специальности. Он сильно удивился и поручил оформить паспорта БВР, которые он не успевал делать. Затем я уже по своей инициативе разрабатывал типовые паспорта проходки и крепления горных выработок, да и дежурство на рации как-то незаметно вошло в мои обязанности. Отношение ко мне изменилось, тогда и выяснилось, что у тех, с кем делил «и стол, и дом», людей в основном добродушных, с чувством юмора была «аллергия» на дармоедов.

Добыча на участке велась четырьмя забоями-лавами, при этом вентиляция переключалась так, что лава, где проводились взрывные работы, всегда была на «исходящей струе», и горняки, переходя из забоя в забой, постоянно находились на «свежей струе» и безопасном расстоянии от взрывов и всегда имели большой фронт работ.

На участке числились 2 ИТР – начальник участка и электромеханик, но это выделение было условным, по требованиям ЕПБ (Единых правил безопасности). Электромеханик, кроме ведения документации, всю смену отключал-подключал оборудование, попутно контролировал состояние вентиляционных дверей, обслуживал дизельную электростанцию и т.д.

На авральные работы (колку дров, заготовку льда для питьевой воды и бани, разгрузку ГСМ и т.п.) выходили рабочие отдыхающей смены и «ИТР», в общем, все, кто в это время был хоть немного свободен.

Вернувшись из командировки, я невольно стал сравнивать как было «там», на участке артели, и «здесь», на участке шахты.

Условия труда, оборудование и инструмент «там» и «здесь» – абсолютно одинаковые, добывали в вечной мерзлоте одни те же золотоносные «пески» с одинаковым средним содержанием золота, а вот результаты за март 1983 г. – трудносопоставимые.

«Там» «Здесь»

Рабочих смен в сутки 23

Продолжительность смены, ч 11,56

Междусменный перерыв, ч Нет2х3=6

Списочный состав (общий), в т.ч. 2744

ИТР 2 6

ГРОЗ (горнорабочие очистного забоя) 16 (в т.ч. взрывники) 24

Месячная добыча «песков», м3 18 500 План 5 100

См. выработка ГРОЗ, м3 36 (за 11,5 ч) 9,5 (за 6 ч)

См. выработка на 1 работника 22,8 (за 11,5 ч) 5,2 (за 6 ч)

Кроме того, «здесь» ГРОЗ получали зарплату только за объём отбитой горной массы. Поэтому они держали высоту лавы 2,5 м, предусмотренную типовым проектом, не учитывавшим что мощность «песков» меняется от 0,5 до 2,7 м в пределах залежи. И их не «волновало» то, что «на – гора» выдаётся вместе с «песками» до 50 – 70% пустой породы.«Там» на это обращали особое внимание, т.к. знали – каждый кубометр пустой породы, кроме затрат на его отбойку, выдачу и складирование, тянет за собой ещё большие потери при промывке её. Причём главная из них – ВРЕМЯ, ведь промывочный сезон на Севере короткий – 4,5–5 мес. Часто в сентябре ложится снег, а старатели получат только за то золото, которое сдано в «казну», а не «промытое» переходит на следующий сезон и может быть оплачено уже другим людям. Поэтому контакт между «песками» и покрывающими породами опытными горняками, а среди них был инженер-геолог, чётко отслеживался и кровля забоя велась строго по нему.

В конце года я узнал, что «там» добыли золота за сезон (8 мес) в 2,3 раза больше, чем мы за 12 месяцев. Трудодень, за вычетом питания и налогов, «стоил» 42 руб. 87 коп., и те, кто отработал 244 «трудака», получили 10 460 руб. (ВАЗ 2105 тогда стоил 8 300 руб.)

Месячная зарплата ГРОЗ на шахте составила 620 руб, причём 50% из них доплачивалась государством за условия проживания, а на «материке» (по данным статистики) – 471 руб.

Второй раз, в 1987 году, меня в старательскую артель привёл фарт. Короткое слово «ФАРТ» означает в атели всё – удачу, стремление использовать любой шанс для достижения цели, действие по принципу Д. Карнеги: «если жизнь подкинула тебе лимон, постарайся сделать из него лимонад» и ещё многое.

В то время под Кыштымом была организована артель, а её председателем избран мой однокурсник. Он и поручился за меня.

К сведению. Для членства в артели кроме владения своей профессией было обязательным условием, чтобы за тебя поручились хотя бы два члена артели. Условие жёсткое, т.к. в случае грубого нарушения Устава артели вновь поступившим (невыход без уважительной причины на работу, пьянство и т.д.) решением общего собрания, кроме него, часо исключали и его поручителей. Опрометчивые обещания и непродуманные действия всегда имели последствия. Причём «неудовольствие» всегда высказывалось открыто, в глаза.

Единственными отличиями этой артели от «северных» были климатические условия и то, что здесь не добывались драгоценные металлы. Она изначально была организована для добычи вермикулитового сырья и доставки его до места переработки.

Сырье включало в себя до 60% пустой породы. Вскоре старатели разработали свою технологию обогащения, а на перевозке концентрата было задействовано уже всего 5 «Кразов» вместо 14. Освободившимися машинами стали вывозить пустую породу на отсыпку обочин дорог. Начали строительство дорог, потребовалось много качественного щебня – организовали два дробильно-сортировочных участка и А.Б.З. Попутно вели добычу кварцевого сырья, перевозку по заказу тяжеловесных грузов и т.д.

Один пример: арендовали дробильный комплекс, по договору вся произведенная щебёнка должна быть передана её владельцу. Но, по тому же договору, в её отгрузке по железнодорожному транспорту мы не участвовали. До прихода старателей «вертушки» часто простаивали, и «с горем пополам» отгружалось 10–12 тыс.т в месяц. Но когда за работу в карьере и на дробилке взялись старатели, этот комплекс производил 70–80 тыс. т. Вскоре стало не хватать «вертушек», а через 3 месяца все склады владельца в Омске были переполнены, и нам было позволено использовать «излишки».

В бывшей конторе карьера вместо полутора десятков столов управленцев свободно разместились кровати всех старателей этого участка. В ней нашлось место и для бани, и столовой. Два ИТР участка – горный мастер и механик размещались в «Отделе труда и зарплаты». Работы в карьере и на дробилке были согласованы до минут, а скорость движения «БелАЗов» выбрали так, чтобы они не постаивали на разгрузке и не создавали очереди при погрузке и при этом оптимально расходовали солярку. Во время плановых остановок ДСК в ремонте участвовали и водители, токарь и т.д. и каждый имел свою задачу.

Особое внимание в артели уделялось соблюдению техники безопасности, т.к. все хорошо понимали: во-первых, «в этой команде нет запасных игроков»; во-вторых, интенсивная, но монотонная работа притупляет чувство опасности в своей работе, а со стороны опасность заметнее. Я был свидетелем такого случая: водитель «Краза» поднял кузов и, не подставив под него упор, полез на раму. Из окошка экскаватора высунулся машинист и выдал такую тираду, что водителя с рамы как ветром сдуло. И т.д.

Дела в артели было поставлены так, что она, численностью почти в 5 раз меньшей «головного» предприятия, давала продукции и выполняла работ в полтора раза больше. Месячная зарплата также была выше в 3,5 раза.

В стране «развитого социализма» его основной принцип «От каждого по способности каждому по труду» реально соблюдался только в старательских артелях. Если бы тогда изучили опыт артели (отношение к труду, подбор кадров, формирование и регулирование взаимоотношений в коллективе, организацию труда), применение его на практике, учитывая несомненные достижения социализма, реальные возможности людей, несметные природные ресурсы в нашей стране, имеющей талантливый народ, не допустило бы «Перестройки» с её последствиями.

P.S. В прошлом году владелец карьера по добыче блочного камня с Урала заказал в Испании алмазно-канатные камнерезные машины последней модели. Приехавший на пуско-наладку испанец, работая в одиночку, показал возможности машины, безопасные приёмы работы, оптимальные режимы резания камня. Он уехал, и теперь эту машину обслуживают 5 человек, почти по классику: «числом поболее, ценою подешевле». На аналогичных карьерах Испании с той же, а чаще большей производительностью, занято всего 5-7 человек.

УДК 621.926.22

Кольга А.Д., д-р техн. наук,

Айбашев Д.М., аспирант

ФГБОУ ВПО «Магнитогорский государственный

технический университет им. Г.И. Носова»

ОПРЕДЕЛЕНИЕ ПАРАМЕТРОВ РИФЛЕНИЙ ДРОБЯЩИХ ПЛИТ ЩЕКОВЫХ ДРОБИЛОК

Для дробления различных по прочности и хрупкости материалов в настоящее время на обогатительных фабриках широкое распространениеполучили щековые дробилки, благодаря простоте конструкции, удобству обслуживания и ремонта. Однако дробление горных породпри обогащении полезных ископаемых характеризуется значительными капитальными затратами и эксплуатационными расходами, доля которых достигает 50-70% расходов в целом по обогатительной фабрике, и щековая дробилка не является исключением. Энергоемкость процесса дробления щековыми дробилками составляет от 7 до 20 кВт-ч/т [1].

Снижение энергоемкости производственных процессов, в том числе и в обогатительном производстве, является важной государственной задачей.

Одним из путей снижения энергоемкости процесса дробления является замена процесса разрушения горной породы в результате раздавливания (сжатия) на процесс разрушения в результате раскалывания (изгиба, излома).

Предел прочности на изгиб [из] для материалов средней твердости близок к разрывающему напряжению [р], т.е. [из] [р]. Пределы прочности горных пород на изгиб и растяжение многократно меньшие, чем на сжатие. Например, магнетитовые руды имеют пределы прочности на сжатие [сж]=64–302 МПа, а на растяжение [р]=4,5–23 МПа [2].

Поскольку основными рабочими органами в щековых дробилках являются дробящие плиты, то конструкция и материал дробящих плит оказывают большое влияние на время, затрачиваемое на техническое обслуживание дробилки, т.е. на показатель надежности дробилки, общую стоимость процесса дробления и на качество готовой продукции.

Поэтому для облегчения дробления кусков породы футеровочные плиты выполняются рифлеными. Выступы на плите неподвижной щеки располагают против впадин на плите подвижной щеки, при этом дробящие усилия концентрируются на меньшей площади, соответствующей выступам футеровочных плит, и разрушение (раздавливание) кусков породы частично заменяется таким видом разрушения, как излом в результате изгиба.

Дробилки в зависимости от области применения комплектуются дробящими плитами различных конфигураций и размеров рифлений. Но в настоящее время для всех щековых дробилок при определении таких параметров, как шаг t и высота h рифлений исходят из номинального (среднего) значения ширины выходной щели и определяют по выражению t=2h=b, где b – ширина выходной щели (рис. 1) [3].

Рис. 1. Дробящая плита щековых дробилок

В используемых щековых дробилках при определении параметров рифлений не учитывается тот факт, что размеры кусков породы при движении от входного отверстия к выходному уменьшается вместе с размером самой камеры дробления. Значение шага рифлений t остается постоянным по всей длине плиты, несмотря на то, что в камеру дробления попадают куски породы различной крупности, соответственно они разрушаются в разных сечениях камеры.

Исследователи Фурсов Е.Г. и Птицын А.М. [4] попытались учесть размеры кусков породы в разных сечениях камеры дробления. Они предложили располагать выступы по длине плит с переменным шагом и высотой, уменьшающихся от верха плит к низу, и располагать их асимметрично (рис. 2).

Однако в предложенной ими конструкции выступы рифлений располагаются поперечно, что создает сопротивление движению дробимых материалов в камере дробления и ухудшает разгрузку готовой продукции. Кроме того, постоянный контакт с поперечными выступами движущегося сверху вниз материала приводит к интенсивному изнашиванию выступов.

Рис. 2. Дробящие плиты с поперечными выступами

Исключить недостатки рассматриваемой конструкции щековой дробилки возможно при выполнении рифления дробящих плит с переменным шагом и высотой, плавно уменьшающихся от входного отверстия к выходному отверстию камеры дробления, но не поперечно, а продольно. При этом выступы будут располагаться под углом к продольной оси плиты и симметрично к ней (рис. 3).

Рис. 3. Предлагаемая форма рифлений

Рассматриваемый вариант рифлений плит представляет собой своеобразное веерное расположение выступов. Параметры рифлений дробящих плит могут быть определены в соответствии с рис. 4.

Рисунок 4. Расчетная форма плит для определения параметров рифлений

Из рис. 4 выделяем прямоугольный треугольник ABO (рис. 5) и определяем угол.

Рис. 5. Расчетный треугольник

Для определения угла треугольника ABO, как минимум, должны быть известны две стороны этого треугольника. А нам известны AB=T, AД=L, ДC=t, т.е. две стороны подобного треугольника ГBC, которые равны ГB=T-t, ГC=L и получаем

sin=T-tL2+T-t2, (1)

где T, t – шаги рифлений соответственно в верхней и нижней краях плиты;L – длина плиты.

Из геометрического подобия прямоугольного треугольника ГBCTT-t=AOL, (2)

где AO=x – расстояние от точки расхождения вершин рифлений до верхней части плиты определяется

x=LTT-t, (3)

и уравнение (1) имеет вид

sin=Tx2+T2, (4)

а для определения угла между вершиной любого выступа и продольной оси (1,2, 3, 4, 5) выражение (4) имеет вид

sin=nTx2+nT2, (5)

где n – порядковый номер вершины, начиная от продольной оси.

Шаг рифлений (T и t) на разных сечениях камеры дробления рекомендуется определять из работы [5] по выражению

t=kрD, (6)

где D – размер куска породы (крупность) на этом сечении;

kр – коэффициент, учитывающий размер куска породы в разных сечениях камеры дробления, по итогам экспериментов данной работы kр=0,8 (в результате новых экспериментов может уточняться).

Таким образом, для построения рифлений плит рассматриваемой формы необходимо:

Определить расстояние x по выражению (3).

Располагать точку O на продольной оси плиты на расстоянии x от верхней части плиты так, как показано на рис. 4.

Определить углы между вершиной выступов и продольной оси (1,2, 3, 4, 5) по выражению (5).

Располагать выступы рифлений через определенные соответствующие углы (1,2, 3, 4, 5) между вершиной выступов и продольной оси.

Литература

Потемкин С. А. Совершенствование методов расчета и обоснование рациональных параметров щековых дробилок: автореф. дис. … канд. техн. наук. М.: МГУИЭ, 2000. 16 с.

Распределение и корреляция физических свойств горных пород / Протодьякон М.М., Тедер Р.И., Ильницкая Е.И. и др. М.: Недра, 1981. 192 с.

Клушанцев Б. В., Косарев А.И., Муйземнек Ю.А. Дробилки. Конструкция, расчет, особенности эксплуатации. М.: Машиностроение, 1990. 320 с.

Патент на полезную модель 97653 РФ. Дробилка щековая / Фурсов Е.Г., Птицын А.М., Дюдин Ю.К., Садыков Г.Р. (РФ).

Кольга А.Д., Айбашев Д.М., Горячих В.Д. Влияние размеров и формы рифлений дробящих плит на процесс дробления щековых дробилок // Актуальные проблемы современной науки, техники и образования: материалы межрегион. науч.-техн. конференции. Магнитогорск: Изд-во Магнитогорск. гос. техн. ун-та им. Г.И.Носова, 2012. С.77-79.

УДК 658.216:621.867

Кольга А.Д., д-р техн. наук,

Горячих В.Д., инж.

ФГБОУ ВПО «Магнитогорский государственный

технический университет им. Г.И. Носова»

СОВЕРШЕНСТВОВАНИЕ

ТРАНСПОРТНО-ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ КОМПЛЕКСОВ

НА ГОРНО-ОБОГАТИТЕЛЬНЫХ ПРЕДПРИЯТИЯХ

Ни одно из предприятий по добыче и переработке полезных ископаемых и природного камня не может обходиться без транспортных машин и механизмов. В себестоимости добычи полезного ископаемого доля затрат на транспорт достигает 50-70%. Транспорт является не только сложным и трудоемким звеном технологического процесса, но в значительной мере определяет условия и показатели работы других звеньев и всего предприятия в целом.

Горно-обогатительные предприятия в большинстве случаев в качестве внутрифабричного (внутрицехового и межцехового) используют конвейерный вид транспорта. Широкое распространение получили ленточные конвейеры, что обусловлено простотой конструкции и высокими технико-экономическими показателями работы. Основным недостатком ленточных конвейеров является высокая стоимость ленты, которая подвергается быстрому износу в ходе эксплуатации. Существенным недостатком также является необходимость в постоянном наблюдении и уходе за многочисленными опорными роликами, что приводит к большим эксплутационным затратам (труда и денежных средств). При отказе работы конвейера вся транспортно-технологическая система выходит из строя, что приводит к нарушению работы предприятия в целом.

Для повышения эффективности и надежности производства ведутся работы по совершенствованию существующих конвейеров и созданию новых, что обусловлено научно-техническим прогрессом.

Сегодня исследованиями по созданию конвейерных систем нового поколения и совершенствованием традиционных технологий транспортирования грузов занимаются как отечественные компании: ИНПП «Конвейер», ЗАО «Стеклопак», ООО «Фруктонад групп», «Сибирская машиностроительная компания», ООО «Поток-ТМ», ООО «Полином», ООО «Проект Инвест» (Россия), так и зарубежные: фирма «Круиз», ООО «Завод Термо-Пак», ОАО «Конвейер» (Украина), «Blume», «WTT Fordertechnik», «Librawerk», «Lipsia Fordertechnik», «KNAPP» (Германия), «Chiorino», «Comarme Marchetti», «SIAT» (Италия), «Ekobal», «Velteko», «AppecAstro» (Чехия) и др.Опираясь на современное развитие всех отраслей промышленности и разработки ведущих компаний, одним из путей дальнейшего повышения эффективности транспортирования горных масс может стать использование самоходных роботизированных тележечных конвейеров.

Основой таких конвейеров, отличающей их от обычных тележечных (грузоведущих и толкающих), является самоходная тележка-шасси с системой управления на базе электронных программируемых контроллеров.

Универсальность роботизированной тележки дает возможность эксплуатировать ее как самостоятельный отдельный вид транспорта (циклический), так и нескольких единиц в совокупности, когда на трассу выпускаются несколько тележек с одинаковыми интервалами.

Ритмичная повторяемость согласованных во времени основных операций (перемещение груза) и вспомогательных (загрузка, разгрузка), выполняемых последовательно, позволяет отнести предлагаемую транспортировку к поточной. Так как на транспортирующей линии самоходные тележки осуществляют перемещение горных масс без простоев (межоперационного пролеживания), значит транспортировка соответствует принципу непрерывности, а самоходный роботизированный конвейер можно отнести к непрерывно-поточным видам транспорта. Поддержание ритма работы конвейера регламентируется и выбирается в соответствии с необходимой производительностью транспортируемой продукции. Производительность регулируется изменением скорости движения тележек и интервалом между ними, т.е. количеством используемых тележек.

В качестве грузонесущего элемента могут быть использованы легко сменяемые, в зависимости от вида транспортируемого груза, сосуды-элементы: ковши – для сыпучих грузов; различные емкости – для наливных грузов; настил, полки или кузов – для штучных или тарных грузов

Наличие системы управления с программируемыми контроллерами обеспечивает полную автоматизацию всего процесса транспортирования и практически не ограниченную степень разветвленности пунктов назначения транспортируемых грузов.

Использование спутниковых (навигационных) и радиосистем для передачи сигналов на контролеры от компьютеризированного блока управления конвейерной системы дает возможность управления и мониторинга процесса на расстоянии.

При проведении работ по обслуживанию и ремонту подвижного состава не требуется остановка процесса движения. Любое самоходное шасси в любой момент времени может быть выведено из процесса транспортирования для проведения ремонтных или профилактических работ.

Использование самоходного шасси дает возможность перемещения груза по трассе произвольной формы. Трасса не привязана ни к направляющим рельсовым путям, ни к трассе тягового органа.

Рассмотрим схему транспортировки на типовой рудо-обогатительной фабрике (РОФ). Транспортирование руды на участке (РОФ), между корпусом крупного и среднего дробления и складом, осуществляется двумя ленточными конвейерами 1 и 2 (см. рисунок). Длина конвейера 1 равна АВ, а конвейера 2 – ВС, т.е. транспортируемое расстояние АВС. С помощью самоходного роботизированного тележечного конвейера можно транспортировать дробленую руду по существующему расстоянию, а можно по прямому маршруту 3, равному АС.

Схема транспортировки горных масс на РОФ

Возможное применение предлагаемого конвейера по прямому маршруту АС может значительно сократить транспортируемое расстояние (до 30%).

Использование самоходного роботизированного тележечного конвейера повысит ремонтопригодность, за счет использования отдельных, не связанных между собой тележек. Внедрение конвейера во все цеха предприятия повысит взаимозаменяемость оборудования. Автоматизация всех звеньев (отдельных цехов) сделает предприятие бесперебойно работающим механизмом, легко управляемым и контролируемым.

УДК 622.673.3

Кускильдин Р.Б., студент,

Кольга А.Д., д-р техн. наук

ФГБОУ ВПО «Магнитогорский государственный

технический университет им. Г.И. Носова»

ВОЗМОЖНОСТИ ПРИМЕНЕНИЯ

БЕСКАНАТНОГО ШАХТНОГО ПОДЪЕМА

Шахтные подъемные установки предназначены для выдачи на поверхность полезного ископаемого, породы, подъема и спуска людей, оборудования и материалов. От надежной, бесперебойной и производительной работы шахтного подъема зависит ритмичная работа всей шахты в целом. Принципиально важным атрибутом подъемных машин, применяемых в настоящее время, является наличие тягового органа.

Современные шахтные подъемные машины являются наиболее мощными из всего стационарного оборудования на шахте. Мощность электропривода подъемной машины может достигать 2000 кВт и выше. Электропривод подъемных установок потребляет до 40% всей электроэнергии, расходуемой шахтой.

Следует отметить, что подъемные установки проектируют исходя из необходимости обеспечить предполагаемую производительность с самого глубокого горизонта на конец отработки месторождения. Поэтому большую часть времени эксплуатации подъемная установка используется неэффективно, а изменить ее параметры довольно затруднительно, и обычно подъемные машины устанавливают на весь срок эксплуатации шахты.

Скорости движения подъемных сосудов в стволе достигает 15–20 м/с (54–72 км/ч), т.е. близка к скорости движения железнодорожных составов.

В настоящее времени в основном применяются канатные подъемные установки. Традиционный шахтный подъем с канатной тягой относится к цикличному виду транспорта. Причем цикличная работа является особой и характеризуется малой длительностью рабочего цикла, а в общей продолжительности движения существенную долю занимают периоды неустановившихся движений, связанных с разгоном и торможением подъемной системы.

При таком режиме подъемной системы мощность ее привода и расход энергии канатного подъема в значительной степени зависят от инерционных нагрузок, возникающих в период неустановившихся движений. Применение канатов накладывает жесткие ограничения на ее главные параметры – массу поднимаемого груза и глубину подъема. Критическая длина каната L0, при которой канат разрывается под собственным весом, равна

L0=вmпб0g, (1)

где в – временное сопротивление каната разрыву, Па;

mпб – запас прочности каната по правилам безопасности;

0 – условная плотность каната, кг/м3;

g =9,81 м/с2 – ускорение свободного падения.

Например, для каната (по ГОСТ 7668-80) с в= 1770 МПа; 0=9400 кг/м3; при mпб = 8,5 (для грузовых одноканатных установок)

L0=17701068,594009,81= 2 258 м.

Таким образом, при глубине подъема 500 м значительная часть прочности каната расходуется на его собственный вес.

Погонная масса (кг/м) каната определяется по формуле:

для одноканатных установок

pк=mгр+mскL0-H0, (2)

где mгр и mск – массы груза и скипа, кг; H0 – высота подвеса, м;

для многоканатных установок при равновесных хвостовых канатах

pк=mгр+mскz(L0-H0),кг/м (3)

где z – количество головных канатов.

Как видно из этих зависимостей, чем больше глубина подъема и поднимаемая масса полезного ископаемого, тем резко возрастает погонная масса канатов (как для одноканатных, так и для многоканатных установок). При этом критическая длина каната L0 имеет конкретное значение и зависит лишь от вида каната и материала.

Величина полезного груза, которую может поднимать установка, с увеличением глубины резко уменьшается. Многоканатные установки позволяют поднимать грузы с глубин свыше 1200 м, за счет увеличения числа канатов (до 8), но проблемы с применением канатного подъема (разбалансировкой канатов, их вытягиванием в период начала эксплуатации и т.д.) усугубляются. Кроме этого увеличивается приведенная масса установки на единицу массы груза, а масса канатов составляет до 50% приведенной массы всей подъемной установки. Причем у современных машин, в том числе многоканатных, отношение массы концевой нагрузки к вращающимся массам не превышает 20-25%.

Шахтные подъемные установки, являясь наиболее энергоемкими транспортными устройствами, обладают специфическими, присущими только им, особенностями: огромной массой подъемной системы в целом, перемещаемой в условиях неустановившегося режима движения со значительными ускорениями; значительной массой подъемных канатов. Увеличение массы концевого груза приводит к увеличению массы канатов и, как следствие, размеров электромеханической части подъема, а неуравновешенность и инерция движущихся масс ухудшают его энергетические показатели.

Для обеспечения требуемой производительности с глубоких горизонтов развитие конструкций подъемных установок пошло по пути увеличения скорости движения (до 20 м/с) подъемного сосуда и его грузоподъемности (до 50 т), а также уменьшения запаса прочности каната.

Основные недостатки такого подхода в следующем:

- увеличивается величина кинетической энергии, накапливаемой в движущихся массах установки, снижается КПД и увеличивается расход электроэнергии, расходуемой из сети на преодоление сил инерции (следует иметь в виду, что величина кинетической энергии зависит от общей суммы движущихся масс и пропорциональна квадрату скорости), а основным поглотителем накопленной кинетической энергии для машин с асинхронным двигателем является тормозная система;- увеличение кинетической энергии осложняет режим работы тормозной системы как при маневровом, так и предохранительном торможении;

- с увеличением скорости движения увеличиваются вредные аэродинамические сопротивления движению сосуда в стволе;

- увеличение грузоподъемности сосуда вызывает рост динамической составляющей во время переходных процессов (ускорение, замедление и стопорение машины);

- увеличение вместимости сосуда приводит к утяжелению канатов и увеличению их диаметров, что весьма нежелательно на глубоких стволах, так как всякое увеличение массы в конечном счете уменьшает массу полезного груза;

- повышение износа направляющих устройств, увеличение динамических усилий от толчков;

- увеличение пути предохранительного торможения.

Во время любого переходного процесса, связанного со значительным изменением усилий, приложенных к головному канату, возникают колебания подъемных сосудов. А с увеличением скорости и массы сосуда этот вредный фактор оказывается ощутимым.

С увеличением глубины шахтных стволов значение упругих свойств головного каната возросло настолько, что становится невозможно правильно выполнить расчет основных параметров движения машины и настройку режимов ее работы без их учета.

Многие исследователи считают наличие каната основным недостатком современных установок и высказывают необходимость отказа от канатных установок.

Например, имеется опыт использования на угольных шахтах для подъема угля ковшового элеватора (рис.1) [5, с. 52]. Применение установок непрерывного транспорта взамен применяемого цикличного вида транспорта позволяет снизить скорость перемещения груза при установленной производительности.

Рис. 1. Общий вид ковшового элеватора системы Pocketlift

Эксплуатация ковшового элеватора на шахте Pattiki 2 (США) системы Pocketlift позволяет сформулировать следующие преимущества:

- меньшие затраты на монтаж по сравнению со скиповыми подъемниками;

- сниженные расходы на техническое обслуживание;

- меньший диаметр шахтного ствола (3,66 м в диаметре вместо 9 м), по сравнению с требуемым, при использовании обычных скиповых подъемных установок;

- точное регулирование скорости движения вертикальной ленты в соответствии с темпом подачи добываемого материала; ковши могут наполняться до оптимального уровня при любой скорости движения ленты, что позволяет минимизировать их износ;

- отпадает необходимость в компенсации пиковых нагрузок на электросиловое оборудование, которая обязательна при использовании скиповых подъемников;

- меньший объем капиталовложений по сравнению со скиповыми установками;

- более высокий коэффициент технической готовности оборудования - 0.97-0.99.

Следует, однако, заметить, что наличие тягового элемента в виде метеллотросовой ленты ограничивает глубину подъема и загрузку по массе ковшей элеватора. Расчет ковшового элеватора [3, c. 54 - 56] показывает, что эффективно такая установка может использоватся только до глубины 500 м.

Одним из путей создания бесканатного шахтного подъема может стать использование установки, состоящей из тележек с автономным приводом (рис.2), которая позволяет отказаться от использования тягового органа как основного несущего элемента и обеспечить требуемую производительность с самых глубоких горизонтов.

Рис. 2. Схема подъема с помощью тележек

с автономным приводом:

1 – тележка; 2 – ствол шахты

По расположенным в стволе магистралям груженые тележки поднимаются на поверхность, следуя друг за другом с определенным интервалом, а порожние опускаются до добычного горизонта.

Осуществление вертикального перемещения возможно только за счет сил зацепления используемых различными механизмами (зубчатое зацепление и др.).

Основным недостатком такой системы являются увеличенная тара тележки из-за наличия автономного привода, а вследствие этого увеличение энергоемкости подъема. Однако применение такой установки может быть оправдано следующими преимуществами:

- усилие подъема постоянно на всем протяжении подъема, в отличие от канатных установок;

- относительно малые скорости движения;

- производительность, не зависящая от глубины ствола;

- привод работает в постоянном номинальном режиме большую часть времени, что скажется на долговечности работы привода и всех узлов тележки;

- статическая нагрузка распределена по всей протяженности ствола;

- меньше энергии тратится на разгон и торможение тележек;

- удобство в обслуживании и ремонте (можно легко изъять для планового ремонта часть тележек, остальная часть продолжит функционировать);

- возможность полной автоматизации процесса;

- возможность регулирования производительности (с помощью количества тележек и скорости их движения);

- возможность подъема с любой глубины без изменения мощности привода и конструкции тележки и всей установки в целом;

- тележки можно «перебросить» для обслуживания другого ствола;

- возможность организации подъема с нескольких горизонтов;

- установка требует меньших размеров площади сечения ствола;

- меньшие капитальные затраты на поверхностный комплекс ствола.

Литература

Васильев К.А., Николаев А.К., Сазонов К.Г. Транспортные машины и оборудование шахт и рудников: учеб. пособие. СПб.: Изд-во «Лань», 2012. 544 с.

Найденко И.С., Белый В.Д. Шахтные многоканатные подъемные установки. М.: Недра, 1979. 391 с.

Спиваковский А.О., Гончаревич И.Ф. Специальные транспортирующие устройства в горнодобывающей промышленности. М.: Недра, 1985. 128 с.

Федоров М.М. Шахтные подъемные установки. М.: Недра 1979. 309 с.

Горная Промышленность. 2008. №5 (81).

УДК 622.673.1-82

Вагин В.С., канд. техн. наук,

Филатов А.М., канд. техн. наук,

Курочкин А.И., аспирант

ПЕРСПЕКТИВЫ ИСПОЛЬЗОВАНИЯ БОБИННЫХ

ПРОХОДЧЕСКИХ ПОДЪЕМНЫХ УСТАНОВОК

ПРИ ПРОХОДКЕ СТВОЛОВ СТРОЯЩИХСЯ ШАХТ

ПО ДОБЫЧЕ ПРИРОДНОГО КАМНЯ

Основное время в строительстве новых шахт занимает, главным образом, проходка вертикальных стволов. Темпы проходки стволов зависят от скорости ведения работ по выемке породы, степени механизации погрузочных работ и в большей степени от маневренности проходческого подъема.

Маневренность проходческого подъема связана со способом разгрузки породы на поверхности, скоростью движения подъемных сосудов, оборудованием стволов, системой подъема и конструкции самой подъемной машины.

В условиях проходки стволов важно, чтобы временная машина была установлена непосредственно у проходческого копра. В этом случае проходческая подъемная машина не мешает сооружению фундаментов стационарных установок будущей шахты.

В свое время для передвижных подъемных установок наибольшее предпочтение отдавалось бобинному подъему при использовании плоского каната, который позволял устранять вращение бадьи при ее движении без направляющих. С появлением некрутящихся круглых канатов, при многослойной их навивке, преимущество плоского каната отпало.

Появление одноканатных проходческих подъемных машин типа МПП позволило снизить трудоемкость по их монтажу более чем в 10-15 раз в сравнении со стационарными подъемными машинами. Однако большие габариты и значительная масса этих машин не обеспечивают, в настоящее время, необходимых темпов проходки стволов.

С появлением новых тяговых органов в виде плоской высокопрочной стальной ленты [1] вновь выдвинули на первый план проходческие подъемные машины с бобинной навивкой стальной ленты. Это позволяет снизить, в сравнении с машинами МПП, массу машины в 4-5 раз и в 2-3 раза габариты при использовании для нее безредукторного гидравлического привода.

В отличие от барабанных подъемных машин, бобинные подъемные машины со стальной лентой, при большой глубине ствола, позволяют более успешно решать вопросы статического уравновешивания системы проходческого подъема за счет определения соответствующего соотношения между начальным и конечным радиусом навивки для заданной глубины проходки ствола двухконцевого подъема.

Диаметр сердечника бобины определяется по выражению

, (1)

где – отношение диаметра навивки к толщине ленты (это отношение составляет 1000-1200);

tЛ – толщина ленты.

Минимальный диаметр бобины определяется:

. (2)

Максимальный диаметр бобины определяется:

, (3)

где Н – высота подъема;

l – длина ленты, необходимая для испытания за период эксплуатации (составляет 20-30 м).

При переменном радиусе навивки стальной ленты поднимающейся и опускающейся бадьи, за один и тот же промежуток времени, проходят различные по величине пути и движутся с различными линейными скоростями и ускорениями. Поэтому в основу диаграммы скорости проходческого бобинного подъема должна быть положена диаграмма угловой скорости. При определении кинематики бобинного многоленточного подъема по угловой скорости необходимо руководствоваться существующими Правилами безопасности, ограничивающими величины линейных скоростей при подъеме груза и людей, а также линейного ускорения при подъеме людей.

Угловая скорость должна быть выбрана так, чтобы соответствующая ей линейная скорость, определяемая Правилами безопасности, не превышала величины, равной 2 м/с, в периоды начала разгона и в конце замедления подъема, а при отсутствии направляющих скорость подъема грузов не должна превышать 2 м/с, а людей 1 м/с.

Типичные диаграммы скорости для одноконцевого и двухконцевого подъема имеют вид, показанный на рис. 1 и 2.

На рис.1 представлена расчетная диаграмма скорости двухконцевой подъемной установки. Цифры на диаграмме скорости 0,3; 2; 0,5; 2,5; 1 – значения линейных скоростей, которые должны соответствовать требованиям Правил безопасности.

Значения угловых скоростей определяются по выражению

i = i/Ri, (4)

i – линейная скорость в период ti (не должная превышать значений, определяемых Правилами безопасности);

Ri – радиус навивки ленточного тягового органа на барабан в период ti.

В верхней части диаграммы указаны линейные ускорения движения бадьи: 0,06; 0,3; 0,6.

I - маневры с груженой бадьей;

1 – выборка напуска ленточного тягового органа и прицепка груженой бадьи в забое; 2 – подъем бадьи над забоем; 3 – успокоение груженой бадьи и очистка днища бадьи от прилипшей породы.

II – движение груженой бадьи.4 – между забоем и натяжным полком; 5 – через натяжной полок; 6 – между полками; 7 – через подвесной полок; 8 – ускоренное; 9 – равномерное; 10 – замедленное.

III – движение порожней бадьи.11 – через подвесной полок; 12 – между полками; 13 – через натяжной полок; 14 – между натяжным полком и забоем; 15 – выдержка бадьи перед посадкой на забой; 16 – посадка бадьи на забой; 17 – напуск каната и выход груженой бадьи на разгруженную площадку; 18 – прицепка крюков к груженой бадье и закрытие ляд; 19 – разгрузка (опрокидывание) груженой бадьи; 20 – выдержка бадьи при разгрузке; подъем порожней бадьи; 22 – отцепка крюков и открывание ляд.

Рис.1. Расчетная диаграмма угловых скоростей двухконцевой подъемной установки

Рис.2. Расчетная диаграмма угловых скоростей одноконцевой подъемной установки

На рис. 2 представлена расчетная диаграмма скорости одноконцевой подъемной установки.

I – маневры груженой бадьей.1 – выборка напуска ленточного тягового органа; 2 – подъем для успокоения; 3 – успокоение и очистка днища бадьи.

II – движение груженой бадьи.4 – между забоем и натяжным полком, 5 – через натяжной полок; 6 – между полками; 7 – через подвесной полок; 8 – основное ускорение; 9 – равномерное; 10 – замедленное; 11 – через нулевую площадку; 12 – выход бадьи на разгрузочную площадку; 13 – прицепка крюков и закрывание ляд; 14 – разгрузка (опрокидывание) бадьи; 16 – подъем разгруженной бадьи; 17 – отцепка крюков и открывание ляд.III – движение порожней бадьи.18 – через нулевую площадку; 19 – ускоренное; 20 – равномерное; 21 – замедленное; 22- через подвесной полок; 23 – между полками; 24 – через натяжной полок; 25 – между полком и забоем; 26 – выдержка перед посадкой на забой; 27 – посадка на забой; 28 – напуск ленточного тягового органа; 29 – выдержка.

За последние годы в качестве основного направления в выборе техники и способа оснащения стволов к проходке принято использование мобильных комплексов передвижного оборудования и организация крупно блочного монтажа. Поэтому применение ленточных бобинных подъемных машин в мобильном исполнение наиболее благоприятно.

В этом случае возникает необходимость определиться с областью применения различных систем проходческого подъема.

При сооружении вертикальных стволов применяют одноконцевые и двухконцевые подъемные установки. Производительность двухконцевого подъема в общем случае выше, чем одноконцевого и заметно возрастает с глубиной ствола [2]. Данные практики показывают, что при глубине стволов 300-1200 м и максимальной скорости движения бадьи 4-8 м/с производительность одноконцевого подъема на 30-45% ниже, чем двухконцевого.

Продолжительность полного цикла подъема при одном одноконцевом подъеме составляет

, (5)

где t – время подъема груженой бадьи (время спуска порожней бадьи);

– время разгрузки бадьи на поверхности;

– время перецепка бадьи в забое и погрузка.

Продолжительность полного цикла при двухконцевом подъеме определится по выражению

, (6)

где t – время подъема груженой бадьи и одновременно спуск порожней бадьи.

В последнее время в практику проходки стволов внедрены технологические схемы при двух одноконцевых подъемах, действующих по графику независимо друг от друга [2]. В этом случае маневры, проводимые с одной бадьей по разгрузке на поверхности, не влияют на маневры второй и не нарушают темпов работы прходчиков в забое.

При одновременной работе двух однобадьевых подъемов продолжительность полного цикла определится по выражению

, (7)

где t – время подъема груженой бадьи первого подъема и одновременно спуск порожней бадьи второго одноконцевого подъема;

– время разгрузки бадьи первого подъема на поверхности, время перецепки бадьи в забое и погрузки бадьи второго подъема;

– время перецепки бадьи в забое, погрузки первого подъема и разгрузки второго подъема на поверхности.

Из сравнения продолжительности циклов по формулам (5)-(7) для различных систем подъема становится ясно, что наименьшая продолжительность полного цикла подъема будет иметь место для двух одноконцевых подъемных установок, работающих одновременно.

Практикой проходки стволов установлено [2], что продолжительность нахождения бадьи в призабойном участке составляет для одноконцевого подъема при глубине ствола 1000 м и более 100–110 с, для двухконцевого – 140–150 с. В то же время удельное время нахождения бадьи в при забойном участке в общей продолжительности подъема для одноконцевого подъема составляет 25–35%, для двухконцевого – 40–65%.Особенно неблагоприятно для двухконцевого подъема любые задержки во время разгрузки бадьи на поверхности. При этом темпы работ проходчиков падают, резко снижается производительность подъема, что приводит к сужению области применения двухконцевого подъема и делает неизбежным применение двух одноконцевых подъемов.

Таким образом, применение двух одноконцевых подъемных установок сокращает общее время маневров в одном цикле подъема в два раза, повышает производительность подъема и уменьшает продолжительность проходки ствола строящейся шахты.

Литература

Борохович А.И. и др. Грузоподъемные установки с ленточным тяговым органом. М.: Машиностроение, 1980.

Миндели Э.О., Тюркян Р.А. Сооружение и углубка вертикальных стволов шахт. М.: Недра, 1982.

УДК 622.53

А.В. Долганов, канд. техн. наук

ФГБОУ ВПО «Магнитогорский государственный

технический университет им. Г.И. Носова»

ФАКТОРЫ, ВЛИЯЮЩИЕ НА ПОТРЕБЛЕНИЕ ЭЛЕКТРОЭНЕРГИИ ВОДООТЛИВНЫМИ УСТАНОВКАМИ ГОРНЫХ ПРОИЗВОДСТВ

При эксплуатации рудников одной из основных задач является организация бесперебойной работы водоотливных установок в течение всего периода отработки месторождения полезных ископаемых. На водоотлив шахтных вод расходуется 40-45% электроэнергии от общего расхода горным предприятием [1]. Следовательно, снижение этих расходов значительно удешевляет себестоимость добычи полезного ископаемого горным предприятием.

Рассмотрим работу водоотливного хозяйства Узельгинского подземного рудника ОАО УГОК (медно-колчеданное месторождение), укомплектованного насосными установками с насосами ЦНСК-300-360 и ЦНСК-300-420 главного водоотлива в количестве 13 единиц. В соответствии с [2] содержание твердых частиц в перекачиваемой воде не должно превышать 0,2% по массе, по размерам твердые частицы не должны быть более 0,2 мм и микротвердость не более 1,47 ГПа. В условиях рудных шахт эти параметры не соблюдаются, следовательно, требуются дополнительные исследования электрических нагрузок насосов при водоотливе шахтных вод различной плотности.

Интенсивная разработка медно-колчеданных рудников и внедрение высокопроизводительных, эффективных технологий привели к быстрому нарастанию глубины подземных рудников и появлению существенного объема абразивных механических примесей в шахтной воде, что поставило рудничный водоотлив перед сложной проблемой очистки водосборников от шламовых смесей. В этих условиях в общем балансе энергопотребления на долю водоотлива приходится значительная часть расхода всей электроэнергии подземного горного предприятия, поэтому разработка рациональных схем организации водоотлива, увеличение межремонтных периодов работы водоотливных установок и снижение расходов электроэнергии позволят значительно повысить технико-экономические показатели водоотлива и снизить затраты на добычу одной тонны полезного ископаемого [3].Опыт эксплуатации водоотливных установок медно-колчеданных рудников, оборудованных центробежными секционными кислотоупорными насосами типа ЦНС(К), показал, что их фактическая наработка до капремонта составляет 248-1000 ч, в то время как в «Руководстве по эксплуатации насосов ЦНС(К) 300-120…600.000 РЭ» указано 6500 ч, что объясняется наличием в откачиваемой шахтной, кислотной воде с рН 3-4 значительного объема высокоабразивных примесей горных руд и пород, не соответствующих требуемым заводом-изготовителем условиям эксплуатации насосного оборудования [3].

Факторы, оказывающие влияние на расход электроэнергии насосами главного водоотлива медно-колчеданных рудников [4]:

Горно-геологические

1. Водоприток подземного рудника, напрямую зависящий от геологических и гидрогеологических условий залегания рудного тела.

2. PH-водородный показатель – свойства шахтной воды – кислотная, нейтральная, щелочная, напрямую зависящие от типа добываемого полезного ископаемого и вмещающих пород.3. – плотность шахтной воды, кг/м3, наличие взвешенных частиц – загрязненность воды минеральными примесями, наличие которых и их гранулометрический состав вызывают коррозионный или абразивный износ насосного оборудования и уменьшают срок его службы.

Технологические

4. Нг - геодезической высоты насосной установки, м.

5. Последовательности отработки горизонтов.

6. Система сбора воды - водоотливные канавки.

7. Отстойники (если они имеются).

8. Водосборники, их вместимость, Vв, м3.

9. Приемные колодцы.

Технические

10. Приемная сетка с клапаном.

11. Всасывающий трубопровод насоса (вс – диаметр всасывающего трубопровода, мм; факт. вс – фактический диаметр всасывающего трубопровода, мм; п вс – диаметр всасывающего патрубка насоса, мм).

12. вс – скорость движения воды во всасывающем трубопроводе, м/с.

13. Тип насоса.

14. Q – подача насоса, м3/ч.

15. Н – напор насоса, м.

16. – кпд насоса.

17. ns – коэффициент быстроходности насоса.

18. Нагнетательный трубопровод насоса (вс – диаметр нагнетательного трубопровода, мм; факт. вс – фактический диаметр нагнетательного трубопровода, мм; п вс – диаметр нагнетательного патрубка насоса, мм).

19. вс – скорость движения воды в нагнетательном трубопроводе, м/с.

Энергетические

20. Тип привода насоса.

21. Рэд – мощность электродвигателя, кВт.

22. U – напряжение, кВ.

23. – КПД электродвигателя.

24. способ охлаждения электродвигателя.

25. – КПД электрической сети.

26. W – полезный расход электроэнергии на водоотлив, кВт.

27. 0 – удельный расход электроэнергии на водоотлив, кВт*ч/м3*м.

28. сзм – стоимость 1 кВт*ч заявленной мощности предприятием в год, руб.

29. Ту max – продолжительность утреннего максимума энергосистемы, ч.

30. Тв max – продолжительность вечернего максимума энергосистемы, ч.

Технико-экономические

31. Кг - коэффициент готовности насоса.

32. Кп - коэффициент простоя.

33. Аэк - затраты на обслуживание за час исправной работы насоса, тыс.руб/ч.

34. Ап - затраты за час простоя, тыс.руб/ч.

35. Сво - затраты, вызванные отказами, тыс.руб/ч.

36. Сн и Сс - стоимость соответственно старого и нового насоса, тыс. руб.

Комплексно учесть влияние всех вышеперечисленных факторов на расход электроэнергии насосами главного водоотлива медноколчеданных рудников возможно только на основании разработки математической модели.

В данной работе рассмотрим фактическое электропотребление насосными установками.

Для этого в условиях Узельгинского рудника проведены натурные экспериментальные исследования по определению удельного расхода электроэнергии на водоотлив насосами ЦНС(К) 300-360 при Нг=300 м и ЦНСК 300-420 при Нг=340 м.

С этой целью на руднике была проведена серия промышленных экспериментов. На ЦПП гор. 340 м установлены высоковольтные ячейки КРУРН-6, с помощью которых подключены насосы главного водоотлива. При помощи самопищущего ваттметра (прибор «ФЛУК-192В», скопметр) производили снятие графика потребляемой насосом ЦНСК-300-420 мощности [5].

К ячейке КРУРН-6 №1, от которой получает питание перекачной насос ЦНСК-300-360 №1, установленный в ЦПП гор.640 м, подключили самопишущий ваттметр и также производили снятие графика потребляемой этим насосом мощности.

Определение подачи насоса выполнялось ультразвуковым методом, особенностью которого является то, что измерения проводятся с неизменной точностью даже в сильно загрязненной среде. Полученные в результате исследования зависимости приведены на рисунке.

Удельный расход электроэнергии определяли при различной плотности воды, режимы работы изменяли путем подачи небольшого количества сжатого воздуха из пневмосети в приемный колодец всасывающего трубопровода соответствующего насоса. Плотность воды для каждого режима работы насоса определялась в химической лаборатории ОАО УГОК, для чего брались их пробы в соответствии с экспериментом. Расход электроэнергии замеряли при помощи самопищущего ваттметра (прибор «ФЛУК-192В»).

а

б

Зависимости подачи насосов от плотности

перекачиваемой воды (а) и удельного расхода

электроэнергии от подачи насоса (б) [3]

Из графика (см. рисунок, а) видно, что с ростом наработки насоса и плотности воды из-за гидроабразивного износа насосов подача падает. На рисунке, б приведены зависимости удельного расхода электроэнергии при существующем механическом способе очистки водосборников и предлагаемом гидроэлеваторном, при котором обеспечивается минимальный гидроабразивный износ насосов, подача и плотность откачиваемой воды постоянны, а удельная электроэнергия снижается, т.е. энергетические показатели работы водоотлива по предлагаемому варианту очистки водосборников от твердых абразивных частиц в перекачиваемой воде улучшаются [3].Полученные данные удельного расхода электроэнергии от подачи насоса при различных режимах его эксплуатации могут быть использованы при установлении рациональных режимов работы насосных установок и степени осветления шахтных вод.

Литература

Попов В.М. Водоотливные установки: справ. пособие. – М.: Недра, 1990. – 254 с.

Агрегаты электронасосные, центробежные, секционные ЦНСКА 300-120…600: Техническое описание и инструкция по эксплуатации.

Долганов А.В. Повышение эффективности эксплуатации водоотливных установок медно-колчеданных рудников: автореф. дис. … канд. техн. наук. Екатеринбург: УГГУ, 2012.

Долганов А.В. Современное состояние рудничного водоотлива при отработке медно-колчеданных месторождений Южного Урала // Горн. информ.-аналит. бюл. – 2009. – № 2. – С. 12-15.

Долганов А.В. Влияние плотности шахтной воды на расход электроэнергии насосами главного водоотлива // Технологическое оборудование для горной и нефтегазовой промышленности: сб. науч. тр. – Екатеринбург: ГОУ ВПО «УГГУ», 2009. – С. 43-45.

ТЕХНОЛОГИЯ И ТЕХНИКА

ДЛЯ ОБРАБОТКИ ПРИРОДНОГО КАМНЯ

УДК 679.8.05:330.13

Першин Г.Д., д-р техн. наук,

Митин А.Н., инж.

ФГБОУ ВПО «Магнитогорский государственный

технический университет им. Г.И. Носова»

ТЕХНИКО-ЭКОНОМИЧЕСКОЕ ОБОСНОВАНИЕ ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ ПАРАМЕТРОВ МНОГОПРОХОДНОЙ МНОГОДИСКОВОЙ РАСПИЛОВКИ ПРИРОДНОГО КАМНЯ ВЫСОКОЙ ПРОЧНОСТИ

Дисковые алмазные пилы занимают доминирующее положение на камнеобрабатывающих предприятиях, производящих облицовочные плиты и архитектурно-строительные изделия. С разработкой и внедрением более работоспособного и долговечного алмазно-дискового инструмента диапазон прочности обрабатываемого природного камня всё время расширялся, и к настоящему времени все известные разновидности камня распиливаются данным инструментом. Однако для повышения технико-экономических показателей процесса распиловки прочных горных пород идёт развитие и совершенствование многодисковых камнеобрабатывающих станков. При этом применяемые модификации многодисковых станков распиливают природный камень как за один проход, так и за несколько проходов. В первом случае станки реализуют так называемую многодисковую последовательную схему резания за один проход, когда каждый диск устанавливается вдоль линии резания на своём приводном валу. При таком конструктивном решении возможно и целесообразно применение конвейерного процесса распиловки. Во втором случае все диски монтируются на одном приводном валу, а процесс резания осуществляется по схеме возвратно-поступательного перемещения многодисковой кассеты за несколько проходов относительно распиливаемого блока камня.

Станки, реализующие данную схему, являются модификациями существующих и широко применяемых ортогональных станков для резания горных пород средней прочности (типа мрамор), в которых один диск большого диаметра за один проход осуществляет вертикальный рез, а другой – меньшего диаметра одновременно выполняет горизонтальную подрезку отделяемого от блока камня заготовки. Вертикальный и горизонтальный режущие диски в таких станках устанавливаются на едином мосту, имеющем возможность перемещения в двух плоскостях. В многодисковых станках, реализующих многопроходную распиловку, вертикальные диски устанавливаются на одном мосту, а горизонтальный подрезной диск на другом. Мосты перемещаются в автономном и последовательном режимах, когда после завершения вертикальных пропилов осуществляют горизонтальную подрезку отделяемых заготовок.

Многодисковые станки с кассетным расположением дисков на одном валу в настоящее время широко применяются в камнеобрабатывающей промышленности всех стран. Основными производителями данных станков являются фирмы Италии, Германии и Китая. Однако схемы, реализующие процесс многодисковой распиловки за один проход, получившие название «ступенчатые» (система «scaleta», «лисий хвост»), не нашли должного распространения и широкого промышленного применения, соответствующего своим потенциальным возможностям. Одной из причин такого состояния дел, на наш взгляд, является отсутствие научной проработки технико-экономических возможностей данных процессов со стороны фирм-разработчиков, выпускающих соответствующее оборудование. Перекладывание производителями камнерезного оборудования забот оптимизации режимов резания на производителей продукции из камня и совершенствование конструктивных параметров алмазного инструмента на инструментальную промышленность и приводит к тому, что многие перспективные схемы распиловки так и остаются «перспективными», а иногда даже дискретизируются по причине отсутствия рациональной обоснованности комплекса технологических, технических и конструктивных параметров.

На сегодня очевидна несостоятельность тех фирм-разработчиков камнерезного оборудования, которые, стремясь быстро получить выгоду от выпуска станков, реализующих ту или иную технологическую «новинку», не занимаются усовершенствованием и рационализацией выпускаемого ими оборудования в соответствии с экономическими требованиями минимизации эксплуатационных затрат.

В работах [1-4] последовательно и системно приводятся результаты научно-исследовательских изысканий, направленных на создание методов расчёта основных параметров и показателей многодисковой ступенчатой распиловки природного камня. Целью данной работы является изучение возможностей повышения эффективности многопроходной многодисковой распиловки природного камня высокой прочности «типа гранит».

Так же как и в работе [4], в качестве критерия технологических параметров процесса резания и конструктивных параметров алмазного инструмента примем удельные затраты, связанные непосредственно с операцией обработки:

, (1)

где – удельные затраты на алмазно-абразивную распиловку, руб./м2; – стоимость одного часа работы оборудования без учёта стоимости инструмента и электроэнергии, руб./ч; – стоимость электроэнергии в единицу времени, руб./кВт·ч; – стоимость одного карата алмазов в инструменте, руб./кар; – коэффициент использования камнерезного оборудования во времени; – масса алмазов в каратах, содержащихся в единице объёма алмазонесущего слоя инструмента, кар/м3; – ширина щели пропила, м; – потребляемая внешняя удельная энергия, Дж; – удельный расход (износ) инструмента; – техническая производительность однодисковой распиловки в один проход, м2/ч.

Представленная экономико-математическая модель поверхностного разрушения горной породы алмазно-абразивным инструментом составлена на основе взаимосвязанных через режимные параметры резания и геометрические параметры пропила критериев процесса взаимодействия системы «порода – инструмент», достаточно характеризующих эффективность применения инструмента в технологическом комплексе добычи и обработки природного камня различной прочности.Оптимизация предложенной технико-экономической модели с целью определения оптимальных режимных условий и средств разрушения горных пород в процессе пиления становится возможной, если выявлена аналитическая связь между геометрическими параметрами пропила, т.е. его шириной и глубиной. Такая связь находится из статического либо динамического прочностного расчёта режущего инструмента, который и определяет технологические возможности выполнения пропилов заданной глубины. Для дисковых пил основой такого расчёта является условие устойчивости плоской формы корпуса пилы под воздействием сил резания. Потеря устойчивости приводит к искривлению корпуса инструмента и, таким образом, к недопустимым его радиальным и осевым биениям, препятствующим дальнейшей эксплуатации инструмента.

В качестве исходного расчётного условия, обеспечивающего необходимую работоспособность дискового инструмента, примем устойчивость равновесия согласно критерию Эйлера. Как и в работе [4], критическую силу, соответствующую предельному состоянию, при котором обеспечивается плоская форма корпуса дискового инструмента, определим из следующего выражения обеспечивающее безаварийную работу каната на заданный срок. Для дисковых и штрипсовых пил должно выполняться условие, когда устраняется потеря устойчивости плоской формы корпуса пилы под действием сил резания. Условие заданной работоспособности режущего инструмента от вибрационных критериев его оценки записывается в общем виде следующим образом:

, (2)

где РКР – критическая сила, соответствующая предельному состоянию, при котором обеспечивается плоская форма дисковой пилы, МПа; Е, – модуль упругости и коэффициент Пуассона материала корпуса пилы, МПа; tКР, D – толщина корпуса и диаметр пилы, м; kЗ0,5 – коэффициент, учитывающий закрепление корпуса пилы; kФ=dФ/D (dФ – диаметр прижимного фланца, м).

Критическое нормальное усилие найдем как сумму распределенных нормальных нагрузок вдоль зоны контакта инструмента с распиливаемой породой:

, (3)

где kП – коэффициент прерывистости режущей поверхности инструмента; n – удельное нормальное давление инструмента на породу, Па; kВ=b/t – коэффициент, учитывающий превышение ширины (b) алмазного сегмента по отношению к толщине (t) корпуса пилы; п – нормальная удельная нагрузка инструмента на породу, Па; ПР=arccos((kB+kФ)/(kB+1)) – предельный угол контакта пилы с породой, рад; kВ0,05 – коэффициент, учитывающий технический зазор между поверхностью распиливаемого блока камня и прижимным фланцем.

Совместное решение (2) и (3) дает искомую зависимость:

, (4)

где.

При этом взаимосвязь между предельной глубиной пропила Н и диаметром D инструмента определяется по соотношению

. (5)

В последующих расчетах для однопроходного резания будем принимать

, (6)

где [n] – показатель запаса устойчивости.

Приведённая система уравнений (1)-(6) использовалась ранее в работе [4] для технико-экономического обоснования оптимального диаметра дисковой алмазной пилы путём минимизации удельных эксплуатационных затрат при резании природного камня средней прочности (типа мрамор) за один проход на предельно возможную глубину.

Для варианта многопроходной многодисковой распиловки природного камня необходимо оптимизационную функцию (1), записать с учётом как количества проходов, так и пил в кассете. Количество проходов определяется отношением предельной глубины пропила дисковой пилы к величине её заглубления за один проход, т.е.

. (7)

В свою очередь, величина связана с диаметром инструмента D и углом контакта следующим выражением:

. (8)

Путём расположения тригонометрической функции в степенной ряд с удержанием в нём двух членов, что обеспечивает достаточную точность вычислений для максимальных значений угла контакта в пределах, выражение (8) преобразуется к виду

. (9)

Подстановка (9) в (7), с учётом (4), даст

. (10)

На основании энергетической теории количественная оценка производительности распиловки природного камня дисковым инструментом за один проход определяется следующим образом [4]:

, (11)

где рП - коэффициент разрушения породы; ЭП - энергоемкость материала породы, Дж/мм3; Vр - скорость резания, м/с.

Для многопроходного резания с количеством дисковых пил в кассете расчётная зависимость технической производительности (11) преобразуется к виду

. (12)

Оптимизационная функция (1) включает параметр, характеризующий ширину пропила (толщину дискового инструмента), который также должен определяться с учётом количества проходов. По аналогии с выражением (12) зависимость (6) можно представить как

. (13)

Таким образом, для резания высокопрочного природного камня с количеством проходов и дисковых пил в кассете, с учётом (12) и (13), получена следующая оптимизационная функция:

, (14)

где Св - суммарные удельные затраты на электропотребление и алмазный инструмент, руб./м2.

Оптимальное значение количества проходов, соответствующее минимальным удельным эксплуатационным затратам, найдём из экстремального условия:

. (15)

Решением (15) будет являться функциональная зависимость вида

, (16)

из которой следует, что любому заданному количеству проходов, начиная с, соответствует оптимальное значение количества дисковых пил в кассете, величину которых будет определять соотношение затрат, толщина дисковой пилы и её техническая производительность, соответствующие однопроходной, однодисковой распиловке природного камня.При этом необходимо иметь в виду, что показатели оптимизационной функции (1),, взаимосвязаны силовым режимом таким образом, что, задаваясь значением, мы однозначно определим величины и как функции.

Для дальнейшего технико-экономического анализа оптимальное соотношение и оптимизационную функцию (1) удобнее записать следующем образом:

, (17)

, (18)

где ;,

что позволяет в упрощённом виде, путём подстановки (17) в (18), найти в безразмерном виде значение минимальных эксплуатационных затрат в зависимости от количества проходов:

. (19)

Минимальным эксплуатационным затратам (19) будет соответствовать оптимальная величина производительности

(20)

и толщина дисковой пилы (ширина алмазного сегмента)

. (21)

Зависимости (17), (19), (20) и (21) получены на основе технико-экономического обоснования рационального сочетания количества дисковых пил в кассете и её проходов относительно распиливаемого блока камня и являются основополагающими при совершенствовании комплекса технико-технологических и конструктивных параметров процесса многопроходной многодисковой распиловки высокопрочного природного камня.Форма записей зависимостей (17), (19), (20) и (21) даёт возможность с общих позиций, не рассматривая частные случаи резания камня различной прочности конкретным инструментом, разрабатывать практические рекомендации, существенно повышающие эффективность рассматриваемого процесса.

Как показывают исследования и практика, суммарные удельные затраты всегда больше удельных затрат, т.е., поэтому их отношение больше единицы.

Дальнейшие расчёты по зависимостям (17), (19), (20) и (21) и их графическое отображение произведём для ряда значений отношения эксплуатационных затрат, например:,,, что позволит сделать обобщающие выводы относительно технологических показателей и конструктивных параметров камнерезных станков, реализующих многопроходную многодисковую распиловку высокопрочного природного камня.

На рис.1 в графическом виде приведена основополагающая зависимость (17), оптимальным образом связывающая количество проходов с количеством дисковых пил в кассете.

Рис. 1. График зависимости количества дисковых пил от проходов при определённом соотношении эксплуатационных удельных

затрат, полученных для однодисковой распиловки природного камня за один проход

Из рис.1 следует, что каждой функциональной зависимости связи между количеством проходов и дисковых пил соответствует определённое соотношение эксплуатационных удельных затрат, полученных для однодисковой распиловки природного камня за один проход. Поэтому анализ затрат для конкретных условий резания высокопрочных горных пород дисковым инструментом за один проход, полученных на основе экспериментальных данных, в дальнейшем должен составить исходную информацию для выработки практических рекомендаций для повышения эффективности процесса многопроходной многодисковой распиловки природного камня.

Изменение минимальных удельных эксплуатационных затрат (в безразмерной форме), рассчитанных по зависимости (19) от количества проходов, показано на рис.2.

Рис. 2. График зависимости минимальных эксплуатационных

затрат от количества проходов при определённом соотношении эксплуатационных удельных затрат, полученных для однодисковой распиловки природного камня за один проход

Независимо от величины соотношения составляющих эксплуатационных затрат, общая тенденция расчётных графических зависимостей такова, что с увеличением количества проходов минимум эксплуатационных затрат понижается. При этом темпы снижения различные, более интенсивно снижение происходит в интервале. Данному интервалу проходов, как рациональному, соответствует повышение относительной производительности согласно выражению (20) до значений (рис. 3).

Рис. 3. График зависимости относительной производительности

от количества проходов при определённом соотношении

эксплуатационных удельных затрат, полученных для однодисковой распиловки природного камня за один проход

Мощность привода дисковых пил по отношению к резанию одним диском за один проход можно выразить следующим образом:

, (22)

где - мощность главного привода станка, реализующего однопроходное резание одним дисковым инструментом.

Подстановка в (22) оптимальной связи (17) между количеством проходов и количеством дисковых пил даёт

. (23)

Как видим, рациональное соотношение (23) не зависит от количества проходов, а определяется только отношением составляющих эксплуатационных затрат, от величины которых мощность может быть как больше, так и меньше единицы.

Проведённые оптимальные исследования дают возможность с технико-экономических и энергосиловых позиций анализировать и, таким образом, проектировать технологию и технические средства, реализующие процесс многопроходного резания природного камня высокой прочности на многодисковых станках.

Литература

Першин Г.Д. Технологические параметры многодисковой последовательной распиловки природного камня // Камень и бизнес, 1998. №1. С.31-32.

Першин Г.Д., Чеботарёв С.И. Пути повышения эффективности распиловки природного камня алмазно-дисковыми пилами по системе "SCALETA" // Добыча, обработка и применение природного камня: сб. науч. тр. Магнитогорск: МГТУ, 2003. С. 117-129.

Першин Г.Д., Чеботарёв С.И. Концепция алмазосберегающих технологий и режимов обработки природного камня // Добыча, обработка и применение природного камня: сб. науч. тр. Магнитогорск: МГТУ, 2003. С. 170-178.

Першин Г.Д., Чеботарёв С.И. Условия равной наработки алмазоносного слоя в многодисковых пилах, реализующих ступечатое резание камня // Добыча, обработка и применение природного камня: сб. науч. тр. Магнитогорск: МГТУ, 2004. С. 203-209.

УДК 622.2

Першин Г.Д., д-р техн. наук,

Митин А.Н., инж.

ФГБОУ ВПО «Магнитогорский государственный

технический университет им. Г.И. Носова»

ВЗАИМОСВЯЗЬ ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ ПАРАМЕТРОВ

МНОГОПРОХОДНОГО РЕЗАНИЯ ВЫСОКОПРОЧНОГО КАМНЯ

С КОНСТРУКТИВНЫМИ ПАРАМЕТРАМИ

СЕГМЕНТНОГО АЛМАЗНОГО ИНСТРУМЕНТА

В настоящее время алмазно-дисковый инструмент широко применяется для производства облицовочных и строительно-архитектурных изделий из природного камня высокой прочности. Однако традиционная схема резания природного камня средней прочности за один проход для высокопрочных горных пород типа гранит неэффективна по причине повышенных удельных эксплуатационных затрат, связанных с расходом алмазного инструмента и более высоким энергопотреблением. Резание камня за один проход, не превышающий глубину, которую обеспечивает дисковый инструмент заданного диаметра, осуществляется по максимально возможной длине контакта инструмента с породой. Скорость подачи инструмента, длина его контакта с породой и ширина пропила определяют силу нормального давления и, таким образом, величину внедрения алмазных зёрен в поверхность распиливаемого камня. Путём снижения длины контакта, т.е. глубины пропила, за счёт многопроходности резания при неизменной силе нормального давления инструмента на породу, заглубление алмазных зёрен в поверхность породы увеличивается, что, в целом, повышает эффективность разрушения за счёт снижения удельного энергопотребления и обеспечивает условия самозатачивания алмазного инструмента.

В процессе многопроходного резания вектор скорости подачи дискового инструмента, либо многодисковой кассеты, по отношению к распиливаемому блоку меняет своё направление, в связи с чем реализуются различные способы подачи - попутный и встречный (рис 1). В первом случае вектор скорости подачи совпадает с вектором горизонтальной составляющей скорости резания, во втором они противоположны. Данные способы подачи отличаются условиями заглубления алмазных зёрен в породу в начальный момент контакта. При резании по подаче внедрение зерна алмазного зерна в породу плавно увеличивается от нуля до рабочей величины, определяемой скоростью подачи инструмента. В случае резания против подачи, алмазное зерно начинает контактировать с породой с рабочей величиной заглубления. При этом, в момент начала контактирования возникает ударная нагрузка на зерно, что приводит к повышенному удельному расходу алмазоносных сегментов.

Рис. 1. Способы подачи дискового инструмента

Как следует из экспериментальных данных, опубликованных в работе [1], при резании гранита Янцевского месторождения алмазным сегментным отрезным кругом диаметром 500 мм с U-образными пазами, зернистостью А50 с концентрацией 50% на связке М1, удельный износ алмазоносного слоя при встречном способе подачи инструмента в 2-3 раза выше, чем при попутном (рис.2). Повышенный износ обусловлен динамическим приложением тангенциальной нагрузки на алмазное зерно в начальный период его контактирования с распиливаемой породой. В результате неизношенное алмазное зерно вырывается из металлической связки, что существенно снижает время работы алмазоносных сегментов дискового инструмента.

Рис.2. Зависимость удельного износа алмаза

от производительности с заданным условием

(=6 м/мин, =1; 2; 3; 4; 5 мм) при:

А – резании против подачи; В – резании по подачи

Уменьшить износ алмазоносного слоя при встречном способе подачи инструмента можно только обоснованно выбранными режимами резания и конструктивными параметрами инструмента.

Связь силового и скоростного режимов резания с конструктивными, технико-экономическими параметрами инструмента и процесса принимается на основе кинематической теории поверхностного разрушения горных пород алмазно-абразивным инструментом [2]:

, (1)

где и - скорости подачи и резания, м/с; - относительное заглубление алмазного зерна в поверхность породы; - средний радиус алмазного зерна, м; - относительная глубина пропила; - радиус дискового инструмента, м; - коэффициент прерывистости режущей поверхности инструмента, характеризующий алмазоносную поверхность по периферии круга.

Заглубление алмазного зерна соответствует в уравнении (1) максимальному его внедрению в поверхность породы. Для попутного способа подачи это в конце контакта инструмента с породой, а для встречного - в начале контакта. Величину максимального заглубления определяет угол контакта:

, (2)

с уменьшением которого снижается и величина.

Таким образом, чтобы понизить уровень тангенциальных динамических нагрузок на алмазное зерно в начале контактирования инструмента с породой при встречном способе его подачи, необходимо снижать угол контакта, т.е. глубину пропила. Уменьшение ударных нагрузок на зерно повысит износостойкость алмазных сегментов. По этому пути идут все камнеобработчики. Вопрос заключается только в том, что до какого предела снижать угол (длину) контакта и как эти параметры связаны с эффективностью многопроходного процесса резания природного камня высокой прочности.

Так как доминирующими эксплуатационными затратами являются расходы на дорогостоящий алмазный инструмент. то ответ на поставленный вопрос и решение поставленной задачи целесообразно искать на основе минимизации износа сегментов. При этом обоснование режимных параметров резания и технологического параметра за один проход инструмента должно иметь комплексный подход. учитывающий работу инструмента как при попутном, так и встречном способах его подачи.

Рассмотрим предложенную методику расчёта на примере экспериментальных данных работы [1].

Для выявления зависимостей износа алмазных сегментов от скорости продольной подачи инструмента и глубины резания при различных способах подачи (попутный, встречный) было проведено несколько серий экспериментов, отличающихся силовым режимом резания.

Первая серия экспериментов проводилась при постоянной скорости подачи и различных глубинах резания: =6 м/мин, =1; 2; 3; 4; 5 мм. По результатам данных исследований (см. рис.2) можно сделать следующие основные выводы:

- с увеличением производительности растёт и удельный износ инструментов;

- величина удельного износа и интенсивность её прироста по мере увеличения производительности зависит от способа подачи;

- при повышении производительности резания от =1,8 м2/ч, т.е. в 5 раз, удельный износ сегментов увеличился в 6 раз при попутной и в 7,7 раз при встречной подачах;

- увеличение удельного износа сегментов при встречной подаче по отношению к попутной для производительности =0,36 м2/ч составляет 1,7 раза, а для производительности =1,8 м2/ч – 2,2 раза.

С целью подтверждения влияния способа подачи инструмента на удельный износ его сегментов была проведена вторая серия экспериментов при следующих изменённых режимах, когда глубина резания оставалась постоянной величиной, а скорость подачи изменилась: = 2 мм, =3; 4; 6; 8 м/мин. Результаты эксперимента в графическом виде приведены на рис.3, откуда также следует, что с увеличением производительности растёт удельный износ алмазных сегментов, но с разной интенсивностью, определяемой способом подачи инструмента на распиливаемую породу. С ростом производительности в пределах от 0,48 до 0,96 м2/ч удельный износ сегментов увеличивался с 1,75 до 3,3 при встречном способе подачи по сравнению с попутным.

С целью достижения наилучших технико-экономических показателей, результаты экспериментальных исследований работы [1] дают возможность сделать главный вывод: алмазосберегающему режиму многопроходного резания должно отвечать условие одинакового удельного износа сегментов, т.е. условие их равной удельной наработки как при попутном, так и при встречном способах подачи дискового инструмента. Данное условие определяет разную величину производительности резания в попутном направлении по отношению к встречному. Так как процесс многопроходного резания осуществляется с неизменной скоростью подачи, то отношение глубин пропила будет таким же, как отношение производительностей.

Рис.3. Зависимость удельного износа алмаза

от производительности с заданным условием

(= 2 мм, =3; 4; 6; 8 м/мин) при:

А – резании против подачи; В – резании по подачи

Для рассматриваемого конкретного примера (см. рис.2) условие равной наработки сегментов выполняется, если производительность попутного резания составляет=1,1 м2/ч, а встречного =0,36 м2/ч, т.е. в данном случае величины производительности отличаются в три раза, во столько же раз должна отличаться и глубина пропила: = 3 мм, а = 1.

При заданной обоснованной глубине пропила скорость подачи определяет среднее удельное контактное давление инструмента на породу, поэтому выбор величины скорости подачи в каждом конкретном случае должен обеспечивать длительную работу инструмента без его правки, так как на правку дополнительно расходуется алмаз и затрачивается время. Операция правки возникает, когда отрезной круг теряет режущую способность по причине притупления алмазных зёрен в результате сглаживания углов и острых кромок с образованием площадок износа. В соответствии с жёсткостью (твёрдостью) применяемой связки необходимо подбирать и режимные параметры резания различных горных пород, обеспечивающие алмазным сегментам режим самозатачивания (самообнажения), когда по мере затупления отдельных зёрен происходит у них одновременное образование новых режущих граней и углов под динамическим воздействием нормальных и тангенциальных усилий резания, а также вскрытие из поверхности связки новых острых зёрен. В работе [1] также экспериментальным путём исследовался вопрос влияния глубоких пропилов на удельный износ сегментов, при этом скорость подачи в сравнении с первой серией опытов (см. рис.2) была уменьшена в 10 раз, а глубина пропила увеличена в 10 раз, что предопределило те же значения производительности, как в первом случае. Данные эксперименты проводились при следующих режимах: =0,6 м/мин; =10; 20; 30; 40; 50 мм для случая попутного резания. Результаты экспериментальных исследований представим в той же форме, как и в предыдущих случаях, т.е. зависимостью удельного износа сегментов от величины производительности резания (рис.4).

Рис.4. Зависимость удельного износа алмаза

от производительности с заданным условием

( =0,6 м/мин; = 10; 20; 30; 40; 50 мм)

при резании по подачи

Сравнивая экспериментальные результаты, приведённые на рис.2 и 4 для попутного способа подачи, видим, что одним и тем же значениям производительности соответствует разный по величине удельный износ сегментов. С увеличением глубины заходки за один проход удельный износ уменьшается. Так, для производительности =0,36 м2/ч наблюдается понижение износа в 1,8 раза, а для производительности =1,8 м2/ч - в 2,8 раза. Объяснить это можно на основании уравнения (1), из которого следует, что с повышением глубины пропила за один проход при заданном значении скорости подачи величина максимального заглубления алмазных зёрен в поверхность породы снижается:

- для производительности =0,36 м2/ч в 5,6 раза;

- для производительности =1,8 м2/ч в 6 раз.

С понижением величины уменьшается среднее нормальное давление сегментов на распиливаемую породу и, таким образом, снижается их износ.

Конструкцию алмазорежущей поверхности дискового инструмента характеризует коэффициент прерывистости, который выражает долю алмазоносного слоя по периферии круга:

(3)

где – длина сегмента, м;

– длина межсегментного паза, м.

Влияние размеров сегмента и паза, определяющих величину коэффициента прерывистости режущей поверхности инструмента на его износостойкость и работоспособность, многогранно. В зависимости от величины коэффициента различают дисковый инструмент со сплошным режущим слоем (=1, =0) и сегментного исполнения (<1). В свою очередь, сегментные дисковые пилы изготавливают как с широкими (нормальными) межсегментными пазами, так и с узкими. Согласно ГОСТ 16115-88 «Круги алмазные отрезные сегментных форм» в зависимости от диаметра и величины межсегментного паза коэффициент прерывистости режущий поверхности имеет значения, приведённые в таблице.

Величины коэффициента прерывистости режущей поверхности в зависимости от диаметра и величины межсегментного паза

Диаметр круга, ммВеличина коэффициента

С широким пазом С узким пазом

250300 0,706 0,889

400500 0,800 0,930

600800 0,769 0,930

10002000 0,545 0,889

Как видно из таблицы, доля алмазорежущий части для отрезных кругов с узким пазом увеличивается по сравнению с широким (нормальным) пазом на 1663% в зависимости от диаметра инструмента.

Дисковые пилы сегментного исполнения дают возможность при заданном силовом режиме резания за счёт изменения величины коэффициента увеличивать или уменьшать удельное нормальное давление инструмента на породу, повышая тем самым в целом эффективность её поверхностного разрушения. Кроме того, сегментное исполнение устраняет явление зашламовывания контактной поверхности, что характерно для дисковых пил с непрерывной режущей поверхностью. Образующийся мелкодисперсный шлам, по мере его накопления под сегментами, перераспределяется между контактными и неконтактными поверхностями, перетекая за счёт возникновения относительной скорости перемещения в межсегментные пазы дискового инструмента. Таким образом, каждый межсегментный паз является шламосборником для впереди перемещающегося сегмента на период его контактирования с породой. Снижение объёмов шлама под сегментом увеличивает его наработку за счёт снижения абразивного износа металлической связки, удерживающей алмазные зёрна на контактной поверхности инструмента и одновременно создаёт условия для беспрепятственного внедрения зёрен в породу.

К эксплуатационным преимуществам сегментных дисковых пил относится возможность в цеховых условиях с помощью специального недорого оборудования осуществлять замену изношенных сегментов на новые.

Отмеченные преимущества и предполагают широкое применение сегментных алмазных пил в камнеобработке.

Существует влияние размера межсегментного паза на износ инструмента при встречном способе подачи его на распиливаемую породу. Объясняется это тем, что вследствие наличия паза передняя в направлении вращения инструмента часть сегмента испытывает повышенные динамические (ударные) нагрузки и, тем самым, повышенный износ из-за наличия неудалённого слоя породы, обусловленного безалмазным промежутком рабочей поверхности дисковой пилы (рис 5).

Рис. 5. Конструкции режущей кромки алмазных отрезных дисков:

а – со сплошной режущей частью; б – с уменьшенным расстоянием между сегментами; в – нормальным U-образным пазом;

S и Н – соответственно толщина и ширина алмазоносного слоя, мм; d – диаметр посадочного места, мм; D – внешний диаметр

диска, ммВеличину толщины динамического среза определим на основе кинематического соотношения

(4)

Как видим из уравнения (4), при заданных значениях силового и скоростного режимов резания, а также величины угла контакта инструмента с распиливаемой породой снизить дополнительное внедрение алмазного зерна в поверхность породы можно только путём применения инструмента с узким пазом. Межсегментный паз является шламосборником для каждого сегмента, поэтому длина паза и межсегментный объём должны обеспечивать нормальные условия контактного взаимодействия инструмента с породой без зашламовывания контакта.

На основе анализа экспериментальных результатов работы [1] и проведённых дополнительных исследований процесса многопроходного резания высокопрочного камня можно сделать следующие важные для практики выводы:

1. Алмазосберегающая технология резания реализуется, если наработка дискового инструмента будет одинаковой независимо от способа подачи на распиливаемый блок камня. Обеспечить условие равной наработки инструмента при неизменной его скорости подачи возможно путём выбора глубины попутного и встречного пропилов на графической зависимости удельного износа алмазных сегментов от глубины пропила для различных способов подачи инструмента.

2. Наработка инструмента при равной производительности резания, определяемой произведением скорости подачи инструмента на глубину его заходки, повышается с увеличением глубины пропила за один проход.

3. Удельный износ сегментов при встречном резании снижается с уменьшением длины паза дискового инструмента.

Литература

Василевский В.В. Алмазный инструмент для резания горных пород // Разрушение горных пород механическими способами. М.: Наука, 1966. С. 160-167.

Першин Г.Д., Митин А.Н. Расчёт количества контактов алмазных зёрен дискового камнерезного инструмента с распиливаемой горной породой // Добыча, обработка и применение природного камня: сб. науч. тр. Магнитогорск: Изд-во Магнитогорск. гос. техн. унив-та им. Г.И.Носова, 2012. С. 142-150.

УДК 679.8.052.2:679.852

Гельфанд И.Н., канд. физ.-мат. наук

Представительство фирмы «Педрини», г. Москва

КАЛИБРОВОЧНО-ПОЛИРОВАЛЬНЫЕ СТАНКИ

ДЛЯ ГРАНИТНЫХ СЛЯБОВ – НОВАЯ ТЕХНОЛОГИЯ

ФИРМЫ ПЕДРИНИ

Калибровка и полировка гранитных заготовок шириной до 650 мм (получаемых, как правило, с помощью ортогональных станков), а также полировка слябов шириной до 2200 мм (получаемых, как правило, с помощью штрипсовых станков и многоканатных станков алмазно-канатного пиления) являются важными элементами технологии камнеобрабатывающего предприятия, в существенной степени определяющими качество и себестоимость конечной продукции.Под выравниванием лицевой поверхности сляба понимается выборка неровностей, превышающих некоторый уровень. При этом получаемая толщина сляба может быть произвольной, например 21 мм.

Под калибровкой сляба по толщине понимается выборка припуска его лицевой поверхности до такого уровня, чтобы толщина сляба, соответствовала заданной величине, например 20 мм.

Поставляемые в настоящее время на мировой рынок так называемые «калиброванные по толщине» слябы являются, по существу, слябами с выровненной (с определенной точностью) лицевой поверхностью. При этом необходимо отметить, что область использования этих изделий в строительной практике и соответствующая точность обработки в целом отвечают параметрам существующих технологий.

Однако в ряде случаев при использовании гранитных слябов для облицовки интерьеров, барных стоек, элементов мебели и т.д. необходимо использовать калиброванные или выровненные с высокой точности по уровню слябы. В настоящее время доля этих изделий на мировом рынке не очень велика (она составляет единицы процентов). Однако можно предположить, что нижеприведенная технология повысит объем использования этих изделий. Кроме того, выравнивание лицевой поверхности сляба с заданной точностью и/или его калибровка существенно облегчает его дальнейшую полировку, снижает ее себестоимость и повышает ее качество.

Обрабатываемый сляб шириной до 2200 мм поступает на вход станка. При этом система ультразвуковых датчиков определяет его сечение по ширине и толщине.

Плоскость скольжения конвейерной ленты покрыта заменяемыми пластинами из упрочненной стали.

Мост с головками перемещается с помощью 2-х систем (зубчатое колесо/зубчатая рейка), синхронизированных соединительным валом, привод – бесщеточный двигатель. Поперечная скорость перемещения моста – до 60 м/мин, а амплитуда его перемещения и подъем головок на краях сляба соответствуют ширине обрабатываемого сляба.

На этом мосту устанавливается определенное количество ( в зависимости от требований производительности) головок Falco для калибровки / выравнивания. Головка ФАЛЬКО включает в себя 6 алмазных сателлитных устройств, расположенных на 2 различных орбитах группами по 3 элемента. Такое устойчивое геометрическое расположение позволяет повысить степень конечной обработки с помощью металлизированных алмазных сателлитов. Каждая головка Falco снимает в оптимальном режиме припуск величиной 0,2 мм.

Вертикальное позиционирование каждой головки соответствует величине снимаемого припуска. При этом величина суммарного припуска по толщине сляба, который необходимо удалить при его калибровке, автоматически распределяется на все головки. Кроме того, на этом же мосту крепятся полировальные головки с 7 осциллирующими сегментами, к которым крепится абразивный инструмент. Полировальная противоударная головка с 7 осциллирующими сегментами является эксклюзивным устройством, запатентованным фирмой Педрини. При этом более 15000 таких головок было произведено и используется в камнеобрабатывающей промышленности. Привод движения осциллирующих сегментов осуществляется с помощью планетарного механизма особой конструкции. Использование этих головок улучшает качество полировки и устраняет эффект засаливания пор абразивного инструмента. Все они устанавливаются с помощью шпинделя «Ротор».

Каждый шпиндель вращается с помощью трех двигателей (если установленная мощность головки 16,5 кВт) или двух (если установленная мощность головки 11 кВт). Движение передается с помощью зубчатых колес малого диаметра (двигателей) на зубчатое колесо большого диаметра самого шпинделя для редукции скорости вращения. Зубчатые колеса двигателей расположены периферически относительно зубчатого колеса шпинделя под определенным углом друг к другу в горизонтальной плоскости, жестко фиксируют шпиндель и существенно снижают его вибрацию при работе. При этом, благодаря большому передаточному соотношению малых и большого зубчатых колес, удается значительно снизить усилия вращения при сохранении нужной величины вращающего момента.

Отсутствие шкиво-ременной передачи, которая осуществляла трансмиссию от двигателя к оси шпинделя на предыдущих моделях станков, повышает надежность работы системы, снижает стоимость технического обслуживания, обеспечивает центровку вращающихся масс.



Pages:   || 2 |


Похожие работы:

«ПАМЯТКА НАСЕЛЕНИЮ Городского поселения Монино Правила пожарной безопасности при использовании бытовых электроприборов и эксплуатации отопительных печей   Во многих случаях жильцы не соблюдают элементарные правила пожарной безопасности в быту, не содержат в готовом...»

«ДОГОВОР ПОДРЯДА на ремонт жилого помещения (помещение находится в собственности физического лица) г. _ июля 2013 г. _, именуемая в дальнейшем Заказчик,действующая на основании паспорта: серия _ номер _, выдан, код подразделения, с одной ст...»

«АКТ межведомственного комиссионного обследования антитеррористической защищенности объекта "_" 201 года г.Красноярск Межведомственная комиссия в составе: председателя руководителя администрации Свердловского района в городе Красноярск...»

«ДонецкАЯ НароднАЯ РеспубликА ЗАКОНОБ ОХРАНЕ ТРУДА Принят Постановлением Народного Совета 3 апреля 2015 года Глава 1. Общие положения Статья 1. Определение понятий и терминов 1. Для целей настоящего Закона используются следующие основные понятия: 1) работодатель – владелец предприятия, учреждения, организации или...»

«-28956030543500 ФЕДЕРАЛЬНОЕ ГОСУДАРСТВЕННОЕ УНИТАРНОЕ ПРЕДПРИЯТИЕ НИИ "ВОСХОД"ИНСТРУКЦИЯ ПО ОБЕСПЕЧЕНИЮ ДОСТУПА В ЛИЧНЫЙ КАБИНЕТ СИТУАЦИОННОГО ЦЕНТРА Москва 2016 год Содержание TOC \o 1-3 \h \z \u ТЕРМИНЫ И ОПРЕДЕЛЕНИЯ PAGEREF _Toc400972720 \h 2ПРЕДУСЛОВИЕ...»

«Аннотация на выпускную квалификационную бакалаврскую работу “Прогнозирование доходности фондовых индексов с использованием процесса передачи информации между рынками” Куковиц...»

«Перечень наград, к которым могут быть представлены государственные гражданские служащие Ярославской области Государственные награды Российской Федерации являются высшей формой поощрения граждан Российской Федераци...»

«УТВЕРЖДАЮ Генеральный директор _С.Г. Поляков "_" 2016 г. Федеральное государственное бюджетное учреждение "Фонд содействия развитию малых форм предприятий в научно-технической сфере"ПОЛОЖЕНИЕ о программе "СТАРТ" г. Москва 2016 годСОДЕРЖАНИЕ TOC \o 1-3 \h \z \u ПОЛОЖЕНИЕ PAGEREF _Toc4596...»

«Приложение № 1 Техническое задание. Основание для проведения: ГКПЗ: 2.1.7 Приобретение хозяйственных товаров Наименование закупки: Прочие сырье и материалы, в т.ч. на перепродажу, (кроме ИТ)/ Хоз. расходы (Хозяйственный инвентарь и материалы) Н...»

«МУНИЦИПАЛЬНОЕ АВТОНОМНОЕ УЧРЕЖДЕНИЕДОПОЛНИТЕЛЬНОГО ОБРАЗОВАНИЯ "Детская музыкальная школа № 3" Педаль как средство музыкальнойвыразительности и школа фортепианной педализации Самуила МайкапараМетодическое сообщение ЗРК РФ Здоровенко Т.М. Пермь, 2015 Содержание Педаль как средство му...»

«Приложение №  3 към чл.  17, ал.  1, т.  2 Изисквания към изграждане, обзавеждане и оборудване на заведения за хранене и развлечения „ТРИ ЗВЕЗДИ“ към НАРЕДБА за изискванията към местата за настаняване и заведенията за хранене и развлечения № по ред Изисквания Видове заведения ресторанти заведения за бързо обслужване питейни заведения к...»

«1.1 Цех №1 (ИЗА №1) При определении выбросов от оборудования механической обработки металлов используются расчетные методы с применением удельных показателей выделения загрязняющих веществ. Расчет выделений з...»

«Приложение к ОП ВО Рабочая программа дисциплины Федеральное агентство по рыболовству Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждениевысшего профессионального образования "Астраханский государственный технический университет"...»

«ОСТ 56-96-93 Охрана леса. Лесопользование. Клейма работников государственной лесной охраны. Общие технические требования Оглавление Скрыть Оглавление1. Виды и назначение2. Технические...»

«Утверждена постановлением администрации Озерского городского округа от 2017 г. № _ Муниципальная программа"Формирование современной городской среды в Озерском городском округе" на 2017 год...»

«Российская Федерация Ростовская область 3886200-429768000АДМИНИСТРАЦИЯПЕРВОМАЙСКОГО РАЙОНА ГОРОДА РОСТОВА-НА-ДОНУ ул. Воровского, 48, Ростов-на-Дону, 344029 тел.252-00-14; факс 252-44-70 E-mail: adminper@rostov-gorod.ru28.12.2015_№_59-26-7950 На № от Рук...»

«МИНИСТЕРСТВО ОБРАЗОВАНИЯ И НАУКИ РОССИЙСКОЙ ФЕДЕРАЦИИ Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего профессионального образования"НАЦИОНАЛЬНЫЙ ИССЛЕДОВАТЕЛЬСКИЙ ТОМСКИЙ ПОЛИТЕХНИЧЕСКИЙ УНИВЕРСИТЕТ" Библиотека куратора Г. С...»

«Правительство Российской Федерации Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Национальный исследовательский университет"Высшая школа экономики"ФАКУЛЬТЕТ ГОСУДАРСТВЕННОГО И МУНИЦИПАЛЬНОГО УПРАВЛЕНИЯКАФЕДРА УПРАВЛЕНИЯ...»

«-358775-100965 Министерство общего и профессионального образования Свердловской области Государственное автономное профессиональное образовательное учреждение Свердловской области "УРАЛЬСКИЙ ПОЛИТЕХНИЧЕСКИЙ КОЛЛЕДЖ" (ГАПОУ СО "УПК") Программа госуда...»

«Государственное бюджетное образовательное учреждение среднего профессионального образования "Санкт-Петербургский политехнический колледж" Методические указания по выполнению самостоятельной внеаудиторной...»

«ДОГОВОР № участия в долевом строительстве г. Москва "_" _ 201_ г. Общество с ограниченной ответственностью "Выставочный Центр Стройэкспо" (сокращенное наименование – ООО "ВЦ Стройэкспо"), место нахожд...»

«Стр.1NARURALTECHNATURE + MAN + TECHNOLOGYТЕХНИЧЕСКОЕ ДОСЬЕ Стр3СОДЕРЖАНИЕ Стр.51. ВВЕДЕНИЕ В NATURALTECH ЛИНИЯ NATURALTECH БЫЛА ЗАДУМАНА, КАК ВЫСОКОЭФФЕКТИВНАЯ ЛЕЧЕБНАЯ ЛИНИЯ, РЕШАЮЩАЯ ПРОБЛ...»

«Жидкое мыло "CARE LUXE" Жидкое мыло эффективно очищает грязь, масла, жиры с кожи рук. Убивает бактерии, микробы. Защищает и смягчает кожу, благодаря входящему в состав глицерину. Области применения: санитарно-технические блоки на предприятиях и в учре...»








 
2018 www.info.z-pdf.ru - «Библиотека бесплатных материалов - интернет документы»

Материалы этого сайта размещены для ознакомления, все права принадлежат их авторам.
Если Вы не согласны с тем, что Ваш материал размещён на этом сайте, пожалуйста, напишите нам, мы в течении 2-3 рабочих дней удалим его.