Nr1ro2014

CUPRINS

Ioan BUD, Simona DUMA, Irina SMICAL, Ioan DENUŢ, Vasile OROS Cianura între necesitate şi risc

2

Mostafa M. ELBEBLAWI, Mohamed A. SAYED, Mostafa T. MOHAMED, Mohamed E.I. ABDELRASOUL Distribution and implementation of drilling machines at the quarry benches

12

Sorin RADU, Valeriu PLEȘEA Oportunitatea aplicării susținerii ancorate la execuția excavațiilor subterane

18

Nicolae DICAN Situaţia haldelor de steril şi a terenurilor degradate din bazinul minier Berbeşti

24

Iosif DUMITRESCU, Daniel BALEIA, Alin DREGHICI, Dacian ZAMFIR, Florin George GAIŢĂ, Laurean NĂDĂŞAN, Vilhelm ITU Adaptarea combinei de abataj 2K-52MU la transportorul cu raclete TR-5

33

Dumitru FODOR In memoriam prof.univ.dr.ing. Vasile Popa

39

CIANURA ÎNTRE NECESITATE ŞI RISC Ioan BUD*, Simona DUMA*, Irina SMICAL*, Ioan DENUŢ*, Vasile OROS* Rezumat: Cianura este o substanţă toxică în anumite condiţii însă este percepută ca o otravă puternică de către opinia publică indiferent de condiţiile de utilizare, idee preluată şi amplificată de mass-media şi dirijată împotriva activităţii miniere, activitate cu o lungă istorie în utilizarea cianurilor. Există foarte puţine dovezi că cianurile sunt un factor de risc important pentru sănătatea personalului manipulant sau pentru mediul înconjurător, mai ales atunci când toate măsurile de siguranţă prevăzute de normele de protecţia muncii sunt respectate. Atitudinea ostilă faţă de utilizarea cianurii în procesele de extracţie a metalelor preţioase este artificial şi exagerat susţinută şi dezvoltată de către unele organizaţii nonguvernamentale de mediu şi unele trusturi mass-media invocând accidentele miniere corelate cu utilizarea cianurii. Producerea accidentelor respective a fost cauzată fie de erori de proiectare, fie de greşeli de operare a depozitelor de deşeuri miniere.

Cuvinte cheie: cianură, factori de risc, otravă puternică, aur, mediu înconjurător, accident 1. Introducere Cuvântul cianură are un impact puternic asupra populaţiei atunci când este vehiculat în legătură cu activitatea minieră, fiind perceput şi asociat cu o otravă puternică. Industria minieră utilizează doar 13% din producţia mondială de cianură, restul fiind utilizată în alte domenii, care nu sunt afectate de imaginea negativă a acesteia. O cantitate importantă de cianură este eliberată în mediu de: gazele de eşapament, plante, arderea biomasei, industria chimică, fumat, etc. Astfel, cianura este obţinută industrial sub diferite forme şi produsă de diferite activităţi şi culturi de plante.

Cianura este o substanţă toxică în anumite condiţii însă este percepută ca o otravă puternică de către opinia publică indiferent de condiţiile de utilizare, idee preluată şi amplificată de mass-media şi dirijată împotriva activităţii miniere, activitate cu o lungă istorie în utilizarea cianurilor. Există foarte puţine dovezi că cianurile sunt un factor de risc important pentru sănătatea personalului manipulant sau pentru mediul înconjurător, mai ales atunci când toate măsurile de siguranţă prevăzute de normele de protecţia muncii sunt respectate.

Organismul uman poate intra în contact cu cianura prin respiraţie, consumul de apă sau alimente contaminate şi prin contact direct (cutanat).

Aurul este unul dintre metalele nobile insolubil în apă. Un complexant cum este cianura, care stabilizează speciile de aur în soluţii şi un oxidant ca şi oxigenul sunt necesare pentru dizolvarea aurului. Conţinutul de cianură necesar în soluţie pentru a asigura dizolvarea poate fi 350 mg/l sau _______________________________________ * Universitatea Tehnică din Cluj Napoca, Centrul Universităţii de Nord din Baia Mare

2

0,035 % (sub formă de NaCN) [15], sau 0,01%...0,05% în soluţii foarte diluate [32].

Agenţi complecşi alternativi pentru aur, cum sunt clorurile, bromurile, tioureea şi tiosulfatul, mai puţin stabili, necesită oxidanţi şi condiţii mai agresive pentru dizolvarea aurului. Aceşti reactivi prezintă risc pentru sănătate şi pentru mediu şi sunt mult mai scumpi. Aceste considerente explică dominaţia cianurii ca prim reactiv pentru extragerea aurului din minereuri, de la prima utilizare industrială în ultima parte a secolului XIX [15] - în 1783 au fot realizate studii de solubilitate a aurului în soluţii de cianură iar în 1887 a fost patentat procesul de utilizare a cianuri.

2. Chimism Termenul de cianură este utilizat pentru a desemna substanţele chimice ce conţin anionul cian CN-, constând dintr-un atom de carbon aflat în legătură triplă cu unul de azot. Cianura este produsă natural sau fabricată industrial care devine otravă în anumite condiţii de cantitate - doză şi timp de expunere, caracteristice multor substanţe chimice.

Aceasta se remarcă, însă, printre cele mai active şi rapide substanţe toxice. Cele mai cunoscute substanţe ce poartă denumirea generică de cianură sunt: acidul cianhidric (HCN) care este un gaz şi sărurile simple: cianura de sodiu şi potasiu, utilizate în procedeele de extragere a metalelor preţioase.

Acidul cianhidric şi ionul (CN-) sunt cianuri libere.

Tiocianat - sulfocianură sau rodanură, este un compus chimic identificat în numeroase alimente şi plante rezultând din reacţia cianurii libere cu sulful.

Această reacţie are loc în : deşeurile industriale care conţin cianuri – iazurile de decantare din minerit şi în corpul uman după ingerarea cianurii.

Revista Minelor nr. 1 / 2014

Tiocianatul are o toxicitate mai mică decât cianura liberă. Sursele antropogenice sunt ierbicidele şi procesele industriale iar cele naturale sunt procesele de descompunere a plantelor – cele din genul brassica: varză, muştar, etc. Tiocianatul Cianura totală

este biodegradabil în mediu aerob şi anaerob, în apă şi sol. În tabelul 1 sunt explicate noţiunile de cianură totală, WAD - weak-acid dissociable şi liberă.

Tabel 1 Specii de cianură [15] Complecşi foarte stabili în mediu cu aciditate medie – cu Au, Hg, Co şi Fe Complecşi cu stabilitate slabă sau moderată Cianură WAD - cianură Cd, Cu, Zn (disociabilă în mediu slab acid) CNCianura liberă (cea mai toxică formă) HCN-

Toxicitatea cianurilor este dată de eliberarea ionului (CN-). Acest anion, ajuns în mediu, are o afinitate mică faţă de metalele alcaline, afinitate ce devine importantă faţă de ionul feric (Fe3+) şi alte

metale. În iazurile de decantare există cantităţi însemnate de ion feric şi metale care crează condiţii pentru formarea de compuşi ai cianurii, mai stabili şi mai puţin toxici.

Figure 1 Chemism of cyanide in the ore preparation process CN-/HCN balance by pH [32]

Cianura de sodiu solidă, dizolvată în apă, formează ioni de Na+ şi anioni de CN-. Anionul CNse combină cu hidrogenul formând acidul cianhidric (HCN) - componenta toxică care se poate volatiliza şi dispersa în aer ().

ISSN-L 1220 – 2053 / ISSN 2247 -8590 Editura Universitas, Petroşani, Romania

Conform figurii 1, aproape toată cianura liberă este prezentă ca HCN când pH-ul soluţiei este 8 sau inferior. La un pH = 10,5 aproape toată cianura liberă se găseşte sub formă de CN- iar procesul tehnologic trebuie astfel controlat încât pH-ul să rămână superior acestei valori. În condiţii normale de presiune şi temperatură concentraţiile de HCN şi CN- sunt egale la pH = 9.4 [32].

3

3. Expunerea la cianură şi risc Cele mai comune surse de expunere la cianură, pentru populaţie, sunt fumatul activ şi pasiv precum şi combustia materialelor diverse: lemn, materiale plastice, biomasă, etc. În România, arderea biomasei este foarte frecventă şi, mai grav, în gospodării sunt arse materiale plastice, cauciucuri, etc. O altă sursă remarcabilă de expunere o constituie gazele de eşapament.

Consumul excesiv de sâmburi ai unor fructe: caise, mere, piersici, etc, unele leguminoase ca fasolea albă, maniocul, etc pot expune populaţia la intoxicaţie cu cianură. Conţinutul de cianură în anumite varietăţi de fasole albă este de 100...3120 mg/kg [37]. Alte surse menţionează valori cuprinse între 100...170 mg/kg sunt comune la fasolea albă din SUA ([8] din [1]). Sulfocianura a fost măsurată la concentraţii de 660 mg/kg la plantele din genul Brassica ([29] din [1]) iar în solul, tratat cu şrot de rapiţă, se găsesc 6 mg/kg ([3] din [1]).

Dieta Indienilor Tukanoan din NV Amazoniei – bogată în cassava sau manioc – este estimată la conţinuturi de cianură ce depăşesc 20 mg/zi ([6] din [1]). În numeroase studii, dintre care cităm Toxicological profile for cyanide [1] publicat în SUA în 2006 şi Studiul privind evaluarea riscului asupra stării de sănătate a populaţiei [16] publicat în România în 2005, cel mai mare risc de intoxicaţie cu cianură este expunerea la gazele de eşapament şi fumatul, atât cel activ cât şi cel pasiv. În judeţul Maramureş, în intervalul 1972...2011, s-au înregistrat un număr de 9209 cazuri de boli profesionale. Morbiditatea profesională a fost reprezentată, în primul rând, de silicoză. În ceea ce priveşte intoxicaţiile cu cianură, acestea nu apar în evidenţe ca boli profesionale [27].

Riscul de apariţie a bolilor este mult mai ridicat prin existenţa iazurilor nereabilitate care generează continuu praf silicogen încărcat cu metale grele şi drenaj acid ceea ce înseamnă ape acide şi metale grele.

O analiză comparativă privind riscurile, ce rezultă din Raportul anual de Mediu din 2010 şi 2011 – Starea factorilor de Mediu în România Capitolul 8. Mediu, Sănătate şi Calitatea Vieţii (www.anpm.ro), relevă situaţii îngrijorătoare: în anul 2010, s-au înregistrat 260 cazuri de intoxicaţii profesionale acute cu pesticide, dintre care 15 cazuri mortale. În anul 2011, s-au înregistrat 185 cazuri de intoxicaţii cu pesticide din care 19 cazuri mortale. Aceste date nu par să contrarieze pe nimeni.

Riscul de deces sau accidentare gravă datorită expunerii la cianură este mai mic decât riscul de a fi fulgerat şi a muri [22].

4

Într-un studiu al Institutului de sănătate publică „Iuliu Moldovan” din Cluj Napoca privind riscul de îmbolnăvire al populaţiei expuse poluării industriale, elaborat în perioada 2000...2004, perioadă de activitate minieră a firmei SC Transgold SA Baia Mare, se evidenţiază că există, la tiocianaţii din urină, unele depăşiri ale dozelor normale. Astfel, nefumătorii înregistrează 5 mg/l şi fumătorii 16 mg/l, deja diferenţa semnificativă dintre cele două categorii atrăgând atenţia asupra riscului de expunere la cianură provenită din alte surse decât cele industriale. Procentual, un număr mic din subiecţii eşantioanelor prezintă depăşiri ale valorilor normale: 4,8% din subiecţii eşantionului Bozânta-Săsar şi 5,2% din subiecţii eşantionului Baia Mare [16]. O serie de alte studii publicate în Toxicological profile of cyanide [1] arată diferenţe semnificative, de aproximativ 3 ori mai mari, între nefumători şi fumători a nivelului de tiocianaţi în plasmă, salivă şi urină.

Căile prin care cianura intră sau părăseşte organismul sunt similare la animale şi la oameni, aceasta nefiind raportată ca şi cauză a cancerului [1]. În urma numeroaselor studii privind metabolismul cianurii, efectuate pe animale, rezultă că aceasta, odată ajunsă în organism, intră rapid în circuitul sanguin. O parte importantă (80%) este transformată în tiocianat, mai puţin toxic şi eliminat prin urină.

Restul se transformă în: cianocobalamina sau vitamina B12 prin combinare cu hidroxocobalamina, dioxid de carbon, acid cianhidric şi acid formic (HCOOH).

4. Surse antropogene de cianură - Studiile americane [1] au identificat principalele surse de eliberare a cianurilor din activităţile antropogenice, astfel: - pentru apă: industria prelucrării metalelor, oţelării şi industria chimică organică. Contribuţia activităţii miniere la poluarea apelor este considerată neglijabilă deşi conţinutul cianurilor totale din exfiltraţiile iazurilor de decantare este cuprins între 0,3...310 mg/l ([12], [25] din [1]).

Cianura este tratată cu hidroxid şi hipoclorit de sodiu şi transformată în produşi mai puţin toxici.

- Sursele nepunctuale de cianură provin din agricultură şi din întreţinerea drumurilor: sarea utilizată ca antiderapant. Estimativ, în NE-ul SUA, cantitatea de ferocianură utilizată în timpul iernii pentru drumuri este de 907 t ([10], [13] din [1]).

- pentru aer: sursa majoră este atribuită gazelor de eşapament urmată de fabricarea materialelor plastice şi a acidului cianhidric, producţia oţelului, combustia cărbunelui, rafinarea petrolului, incinerarea deşeurilor municipale, fumul de ţigară, depozitele de deşeuri menajere, pesticidele din Revista Minelor nr. 1 / 2014

agricultură, etc. Emisiile anuale de acid cianhidric din minerit au fost estimate la 20 t în timp ce din fumul de ţigară acestea se ridică la 340 t, din pesticide la 62 t şi din incinerări la 81,6 t ([10] din [1]). În lume, emisiile din minerit sunt estimate la 20000 t ([18] din [1]) iar cele din provenite din arderea biomasei - acid cianhidric şi acetonitril - la 1,678 milioane tone ([6] din [1]), adică de 83,9 ori mai mult. Industria americană monitorizată pentru emisiile de cianură, în anul 2003, a raportat estimări de 517 t pentru acidul cianhidric şi 142 t pentru compuşi ai cianurii, emişi în atmosferă [1].

- pentru sol: depozitele de deşeuri menajere şi sarea utilizată în exploatarea drumurilor. Estimarea activităţii industriale pentru anul 2003 relevă, în SUA, o cantitate de1340 t de compuşi ai cianurii şi o tonă de acid cianhidric, eliberate în sol [1].

5. Alternative la cianură Pentru producţia de aur şi argint, cianura a reprezentat alternativa pentru amalgamare, permiţând creşterea producţie, protejarea sănătaţii personalului şi reducerea impactului de mediu.

1 2 3 4 5

Prima staţie pilot, demonstrativă, a funcţionat în 1888 în Qeensland, Australia, iar prima uzină a fost construită în Noua Zeelandă. În Africa de Sud producţia de aur a crescut de la 300 uncii în 1890 la 300000 în 1893. În SUA producţia a crescut de la 1,7 milioane de uncii în 1892 la 4,6 milioane de uncii în 1905. Cianura a însemnat un progres semnificativ în producţia de aur, transformând-o într-un proces mult mai economic decât separarea gravitaţională sau amalgamarea [20].

Tehnologia de cianurare a fost îmbunătăţită şi, în acelaşi timp, au fost studiate numeroase metode de prelucrare, ca alternative la cianură. Dintre acestea menţionăm utilizarea tiosulfatului de sodiu – aplicată comercial în perioada 1875...1895 pentru procesarea zăcămintelor de argint. În acelaşi context au fost analizate şi estimate riscurile şi costurile acestor tehnologii, rezultând pe o scară a scorului relativ faptul că cianura prezintă riscul cel mai mic. Tehnologia cu tiosulfat prezintă risc mult superior cianurii. (Tabel 2)

Tabel 2 Riscul aferent unor tipuri de lixiviere [20] Sistem de lixiviere Scor relativ de risc Cianură de sodiu/var 41 Brom/bromură/acid sulfuric 159 Clor/clorură 193 Tiosulfat de amoniu/amoniac/cupru 219 Tiouree/Sulfat feric/acid sulfuric 1574

Tiosulfatul de amoniu a constituit obiectul a numeroase studii academice şi industriale în anii 1980...1990, tehnologie mult mai complexă dar mai eficientă decât cea cu tiosulfat de sodiu [20].

Unele alternative pe bază de tiouree, tiosulfaţi, tiocianaţi etc pentru extragerea metalelor preţioase din concentrate auro-argentifere implică costuri şi riscuri pentru mediu şi sănătate mult mai mari decât cele datorate utilizării cianurii [14].

6. Cianura în minerit şi normative specifice În anul 2000, cînd a avut loc accidentul de la Baia Mare, la nivel mondial se uitiliza cianură în 460 de exploatări miniere, 90% din producţia de aur a lumii fiind obţinută prin cianurare [22].

Producţia mondială de acid cianhidric era estimată la 1,4 milioane de t/an din care 18% a fost transformată în cianură de sodiu destinată industriei miniere. Restul de 87% a fost utilizat în producţia de adezivi, componente electronice, produse pentru controlul incendiilor, cosmetice, vopsele şi lacuri, nylon, produse farmaceutice, plexiglas, sare de masă şi pentru gestionarea drumurilor, etc.

Producţia mondială de NaCN realizată în perioada 1998...2012 şi estimată pentru 2015 este prezentată în tabelul şi graficul de mai jos. Acestea ilustrează o creştere continuă şi triplarea producţiei ca urmare a cererii pieţei.

Tabel 3 Producţia mondială de cianură de sodiu Anul 1998 2006 2009 2012 Producţia de NaCN în tone 280000 500000 760000 797000

ISSN-L 1220 – 2053 / ISSN 2247 -8590 Editura Universitas, Petroşani, Romania

2015 915000

5

Producția de NaCN (t) 1000000 900000 800000 700000 600000 500000 400000 300000 200000 100000 0 1998

2006

2009

2012

2015

Figura 2 Producţia de NaCN în tone în perioada 1998 2013 şi estimări până în 2015 Biodegradarea este un proces foarte important pentru cianura din apele de suprafaţă şi este dependentă de numeroşi factori cum ar fi: concentraţia cianurii, pH, temperatură, existenţa nutrienţilor şi aclimatizarea microbilor. Ionul cian este toxic pentru microorganisme la concentraţii de 5...10mg/l ([17]; [19] din [1]), aclimatizarea creşte toleranţa la acest component ([24] din [1]).

Anumite culturi pure de microorganisme degradează soluţii slab concentrate de cianură, în mediu aerob sau anaerob ([8], [9], [11] din [1]).

Există o atenuare naturală a concentraţiilor ionului de cianură şi sulfocianură în apele uzate, de exemplu cele provenit din iazurile aurifere datorită aclimatizării microflorei indigene în iaz. ([2], [23], [28] din [1]). A fost identificat un număr de microorganisme cum sunt: Actinomyces, Neisseria, Pseudomonas, Thiobacillus, etc capabile să absoarbă, transforme şi/sau precipite ionul cian, cianatul şi tiocianatul. Unele dintre aceste specii, de exemplu Pseudomonas, sunt capabile să utilizeze ionul cian şi tiocianatul ca sursă de bază pentru carbon şi azot şi, de aceea sunt foarte eficace pentru degradarea cianurilor. De fapt, Pseudomonas stă la baza aplicaţiilor comerciale de degradarea cianurii din apele uzate provenite din industria minieră ([2] din [1]).

Normele privind cianura se extind pe o plajă foarte largă, diferă de la o ţară la alta - în funcţie de nivelul de cunoaştere al acestui fenomen şi de aspectele psihologice. De exemplu, în România, în momentul accidentului din ianuarie 2000, pentru apele deversate în emisar, conţinutul maxim de cianuri totale era 0,05 mg/l, conform HG 730/1997, valabil în 2000, iar conţinutul maxim de cianuri libere în apa potabilă era de 0,01mg/l, conform STAS 1324/1991 valabil în 2000[5]. Această situaţie a devenit uşor mai permisivă, conform 6

Legii nr. 458/2002 modificată prin Legea 311/2004, care transpune în legislaţia românească Directiva 98/83/CE privind calitatea apei destinate consumului uman şi care prevede pentru apa potabilă o valoare maximă admisă pentru cianuri totale de 0,05 mg/l iar pentru cianuri libere de 0,01 mg/l. Pentru apele uzate, HG 352/2005 stabileşte valoarea admisibilă a cianurilor totale în apele deversate în emisar NTPA-001 la 0,1 mg/l. În SUA valoarea maximă admisă pentru cianuri în apa potabilă este de 0,2 mg/l, de 20 de ori mai mult decât în România. În anul 2006, la nivel european, prin aplicarea Directivei 2006/21/CE se recomandă reducerea concentraţiei de cianuri dizolvabile în mediu slab acid din izaurile de decantare la cel mai scăzut nivel posibil prin utilizarea celor mai bune tehnici diponibile (BAT-uri). Pentru iazurile care au obţinut autorizaţie de funcţionare şi care erau în exploatare în anul 2008 Directiva a stabilit o reducere etapizată a concentraţiilor respectivelor cianuri, la puctul de descărcare a sterilului în iaz, astfel: - începând cu 1 mai 2008, maxim 50 mg/l; - începând cu 1 mai 2013, maxim 25 mg/l; - începând cu 1 mai 2018, maxim 10 mg/l.

Valoarea maximă admisă de 10 mg/l este impusă şi pentru instalaţiile care obţin autorizaţie de mediu după 1 mai 2009. Aceste măsuri sunt aplicate la nivel naţional prin transpunerea directivei de către HG nr. 856/2008.

Raportarea concentraţiei cianurilor la valorile maxime admise prevăzute de normativele naţionale şi internaţionale a generat numeroase controverse începând cu anul 2000 când a avut loc accidentul din Baia Mare la iazul de decantare Aurul. În fântânile din localitatea Bozânta, aflată în aval de iaz, s-au determinat - de către Direcţia de Sanătate Revista Minelor nr. 1 / 2014

Publică Maramureş - conţinuturi de cianură a căror concentraţie maximă, în data de 11.02.2000 a fost de 0,66 mg/l [5], care după normele româneşti reprezintă o depăşire de 66 de ori a valorii maxime admise - fapt alarmant - iar după normele americane reprezintă o depăşire de doar 3,3 ori.

Continuând similitudinile, putem echivala consumul a doi litri de apă cu conţinut de cianură de 0,66 mg/l cu fumatul a trei ţigări sau consumul a 100 grame de fasole albă.

Conform UNEP [36] nivelul de cianură din fântâni a fost depăşit de 80 de ori în 10 februarie şi în 26 februarie acesta a scăzut sub limitele admise.

Din analizele efectuate de SGA Maramureş, tulbureala deversată în perioada 31.01 ...

01.02.2000, imediat după accident, aveau un conţinut de 126 mg/l cianură liberă şi un conţinut de cianură totală de 405 mg/l. În râul Lăpuş s-a determinat valoarea de 19,14 mg/l iar în râul Someş, la Cicîrlău, valorile au fost cuprinse între 13,26 şi 0,082 mg/l [5]. Staţia de tratare a apelor din Szolnok, Ungaria a fost atent monitorizată şi în aceste condiţii nu s-au înregistrat depăşiri ale conţinuturilor de cianură după standardele maghiare de 0,1 mg/l de 10 ori mai permisive decât cele româneşti, valabile în anul 2000. Sistemul public de furnizare a apei în Ungaria nu a fost pus în pericol de poluarea cu cianură [36].

După informaţiile furnizate de SC Romaltyn Mining SRL, înainte de anul 2006 conţinutul de cianură din iaz se situa între 200 şi 300 mg/l. În prezent, în incinta uzinei Romaltyn există o instalaţie de distrugere a cianurii din tulbureala rezultată în urma procesării, prin procedeul INCO (SO2-Aer) care va reduce concentraţia de cianuri disociabile în mediu slab acid la cel mai mic nivel posibil - sub 10 mg/l, prin utilizarea celor mai bune tehnici disponibile (BAT). Testele de detoxifiere a tulburelii cu conţinuturi de 358 mg/l cianură totală şi 328 mg/l WAD, efectuate, au arătat reducerea nivelului de cianură la valori de 1,43 mg/l cianură totală, 0,705 mg/l WAD şi 0,129 mg/l cianură liberă [33].

Ca urmare a tratării apei din iazul Aurul în staţia de epurare a Romaltyn Mining, apele reziduale evacuate în emisar se vor încadra în parametrii calitativi impuşi de normativele în vigoare, respectiv NTPA 001 - 0,1mg/l).

Tehnologia anterioară anului 2006 nu presupunea distrugerea cianurii din tulbureala deversată în iaz şi nici tratarea apei limpezite din iaz în staţia de epurare, înainte de deversarea în emisar. În opinia noastră, ţinând seama de consideraţiile anterioare, perspectiva asupra accidentului de la Baia Mare din anul 2000 se schimbă radical. Prezentat ca un accident foarte grav, chiar o catastrofă, a creat un prejudiciu grav ISSN-L 1220 – 2053 / ISSN 2247 -8590 Editura Universitas, Petroşani, Romania

de imagine atât României şi activităţii miniere cât şi Băii Mari. Apare necesitatea explicării logice a evoluţiei concentraţiilor de cianură prezentate de UNEP 2000 [36] care indică la deversare din Iazul Aurul concentraţia de cianură de 19,4 mg/l, apoi o descreştere a acesteia în judeţul Satu Mare, pe râul Someş, la 7,8 mg/l, urmată de o creştere bruscă şi uluitoare în localitatea Csenger din Ungaria la 32,6 mg/l. Aparent, nimeni nu s-a preocupat de explicaţia acestei diferenţe spectaculase.

Tot în acest context, rămâne „misterul” morţii peştilor din Ungaria – care apare alături de numele oraşului nostru la orice simplă căutare pe InterNet, împreună cu poze demonstrative care manipulează, continuu, opinia publică. Nimeni nu-şi pune întrebarea simplă: de ce peştii au murit doar în Ungaria şi, până acolo, în râurile Lăpuş şi Someş acest fenomen nu a fost semnalat. Acest accident a creat o adevărată isterie împotriva cianurii datorită denaturării faptelor de către mass media şi unele autorităţi. Accidentul a fost grav dar erorile datorate cauzelor şi gestionării acestuia sunt şi mai grave. În lume aceste erori sunt pedepsite în urma unor procese penale care stabilesc responsabilităţi şi vinovăţii. Dacă astăzi este considerat un accident grav, catastrofă, dezastru, etc fără o decizie juridică bazată pe expertize tehnice care să dovedească responsabilitatea şi vinovăţia precum şi amploarea pagubelor, atunci orice apreciere este nefondată şi reprezintă simple speculaţii vehiculate de persoane neautorizate.

Situaţia prezentă a cianurii din Iazul Aurul arată scăderi semnificative ale concentraţiei de cianură de la valori ce depăşeau 250 mg/l în decembrie 2005 (când au avut loc ultimele depuneri în iaz) la valori de cianură WAD 0,155 mg/l şi cianură totală 0,228 mg/l - valori medii.

Determinările au fost realizate pe probe de apă din iaz prelevate – în perioada ianuarie februarie 2014 din 23 piezometre de pe întregul contur al digului. În urma prelevării probelor, determinările chimice au fost realizate în cadrul laboratorului Romaltyn.

Aceste determinări confirmă capacitatea de degradare a cianurii infirmând ipotezele conform cărora aceasta persistă perioade lungi de timp şi, ca urmare, constituie un risc major pentru mediu.

7. Istoricul utilizării cianurii în Baia Mare În februarie 1939, aproape de actualul amplasament al SC Romaltyn Mining SA, pe baza studiilor de cercetare efectuate pe minereul auroargentifer de la mina Săsar de către Laboratorul de Cercetare Lupeni, a fost pusă în funcţiune o instalaţie de cianurare cu utilaje livrate de firmele Humboldt din Germania şi Dorr Oliver din Olanda, cu o capacitate de 100 t/zi. Ulterior, această

7

instalaţie a fost amplificată succesiv la 220 t/zi în 1958, 550 t/zi în 1959 şi 990 t/zi în 1960 [4] Începând cu anul 1962 are loc amplificarea cianuraţiei la capacitatea de 60.000 t/an şi preluarea pentru prelucrare şi a concentratelor de pirite aurifere de la IM Brad. La Uzina de Preparare

Anul 1939 1940 1945 1955 Anul 1955 1965 1970 1975 1980 1985 1990 1991 1992 Year 1999 2000 2001 2002 2003 2004 2005

Tabel 4 Prelucrarea prin cianurare directă a minereului provenit de la mina Săsar [4] Minereu Consum specific Consum total Sasar (t) NaCN (g/t) NaCN (kg) 28144 1412 39739.3 29887 1201 35894.3 5226 1302 6804.3 94717 2115 200326.5

Tabel 5 Prelucrarea prin cianurare a concentratelor auro-argentifere [4] Săsar (t) Nistru, Ilba, Apuseni (t) Total Consum (t) Concentrate (t) specific NaCN (g/t) 629 629 2115 14587 24621 39208 10600 18725 19799 38524 8346 17980 26890 27300 72170 6120 18900 7210 32100 58210 6041 18100 2570 35400 56070 6140 14650 5790 33320 53760 7208 13485 9465 17835 40785 6369 13285 12380 15691 41356 6518 Sasar, Meda tailings Concentrates Total (t) Specific NaCN ore (t) pond (t) (t) consumption (g/t) 84228 1370160 145179 1599567 1400 142539 1073022 36641 1252202 1590 272800 1031068 14477 1318345 1350 268530 104796 49036 422362 1680 248623 32951 281574 2320 215056 63974 279030 2260 277439 277439 2300

Din datele prezentate în tabelele 4 şi 5 se remarcă existenţa unei activităţi miniere în care s-a utilizat cianură în cantităţi semnificative, de ordinul a 300 ... 400 t cianură/an în anii `60…`90, 2000 t în anii 1999...2000 şi 600...700 t cianură/an în perioada 2002...2005. Utilizarea şi manipularea unei mari cantităţi de cianură implică şi riscuri care, însă, nu au fost dovedite nici în activitatea de producţie privind personalul angajat şi nici privind populaţia sau mediul înconjurător. Această afirmaţie este susţinută de răspunsurile primite de la autorităţile ce au în evidenţă expunerea la risc.

Adevăratul risc de mediu în Baia Mare trebuie asociat cu drenajul acid care reprezintă apele acide încărcate cu metale grele care generează distrugerea vieţii acvatice şi încărcarea solului. Acumularea 8

Săsar, integrată din 1999 în exploatarea minieră Aurum, Baia Mare, a fost prelucrat atât minereu cât şi concentrate auroargentifere utilizând cianurarea clasică, iar la Transgold s-a utilizat tehnologia “CIP” [4].

Consum total NaCN (Kg) 1330.3 415604.8 321521.3 441680.4 351646.6 344269.8 387502.1 259759.7 269558.4 Total NaCN consumption (Kg) 2239393.8 1991001.2 1779765.8 709568.2 653251.7 630607.8 638109.7

acestora în plante şi animale şi implicit în produsele derivate reprezintă un puternic factor de risc privind sănătatea populaţiei şi degradarea mediului înconjurător.

Activitatea de închidere a minelor s-a desfăşurat printr-o ignorare profundă a fenomenului de risc.

Existenţa iazurilor de decantare neecologizate, a minelor închise sau conservate necorespunzător, reprezintă riscuri reale pe termen scurt, mediu şi lung. Iazul Central, aflat în amonte de oraşul Baia Mare, prezintă o importantă sursă de poluare cu ape acide, metale grele şi praf. Toate aceste surse de risc pe termen lung depăşesc cu mult riscul utilizării cianurilor pe o durată determinată, în sisteme controlate.

Revista Minelor nr. 1 / 2014

8. Concluzii Acidul cianhidric a fost prezent de la apariţia şi dezvoltarea vieţii pe pământ, ca un precursor al aminoacizilor. Carbonul şi azotul sunt prezente în moleculele care constituie baza tuturor formelor de viaţă. Spre deosebire de unele substanţe chimice sintetice, care nu se descompun uşor şi care se acumulează în lanţul trofic, cianurile sunt transformate natural prin procese fizice, chimice şi biologice în substanţe mai puţin toxice. În ultimii ani, interesul opiniei publice, massmedia şi clasei politice faţă de mediu, în privinţa utilizării cianurii în minerit a devenit, foarte puternic. De fapt, utilizarea cianurii în lume are o istorie foarte îndelungată. Chiar dacă este o substanţă foarte toxică, impactul ei asupra mediului – în industria minieră - a fost mult mai mic faţă de alte substanţe chimice. Studiile privind accidentele în Australia, Canada, Noua Zeelandă şi SUA au relevat numai trei accidente mortale suspectate de a fi fost provocate de cianură într-o perioadă de peste 100 ani. În urma studierii cazurilor, suspiciunile s-au dovedit neconcludente [32].

Atitudinea ostilă faţă de utilizarea cianurii în procesele de extracţie a metalelor preţioase este în prezent artificial şi exagerat susţinută şi dezvoltată de către unele organizaţii nonguvernamentale de mediu, respectiv de către unele trusturi mass-media invocând accidentele miniere corelate cu utilizarea cianurii. Aşa cum rezultă din constatările oficiale, producerea accidentelor respective a fost cauzată fie de erori de proiectare, fie de greşeli de operare a depozitelor de deşeuri miniere.

Informaţia privind persistenţa cianurii în depozitele de deşeuri miniere pentru perioade lungi de timp este vehiculată cu vehemenţă, în ultima perioadă, creând impresia existenţei pericolului iminent în orice situaţie de utilizare a cianurii în activitatea minieră. Determinările privind evoluţia conţinutului de cianură în Iazul de decantare Aurul în perioada 2006 – 2013 arată scăderi semnificative de ordinul a 1250 de ori.

Este de remarcat faptul că în prezent, în toate ţările europene, orice activitate de extracţie a metalelor preţioase prin cianurare se poate realiza numai cu respectarea întocmai a normativelor şi reglementărilor în vigoare. De asemenea, emiterea actelor de reglementare pentru astfel de activităţi are loc doar in condiţiile respectării tuturor măsurilor de protecţie şi siguranţă pentru mediu şi sănătate.

Orice societate umană se dezvoltă ca urmare a dezvoltării economiei dacă aceasta poate fi susţinută în condiţii de siguranţă pentru mediu şi populaţie.

ISSN-L 1220 – 2053 / ISSN 2247 -8590 Editura Universitas, Petroşani, Romania

După accidentul de la Baia Mare din anul 2000, interesul internaţional pentru riscul privind cianura a devenit foarte puternic determinând numeroase organizaţii, incluzând: guverne, ONGuri, mediul academic, consultanţi, industrie şi instituţii financiare, să elaboreze între anii 2000 şi 2002 un cod al cianurii pentru industria minieră (http://www.cyanidecode.org). În 2005 documentul a fost semnat de 14 companii iar în mai 2013 de 135 companii cu activităţi în 47 de ţări (38 companii miniere, 16 producători de cianură şi 81 transportatori de cianură). În anul 2013 au fost certificate în conformitate cu codul cianurii 95 de mine de aur. Acest cod a fost recunoscut şi de grupul G8: Canada, Franţa, Germania, Italia, Japonia, Rusia, Marea Britanie şi SUA. Interesul cel mai mare pentru diminuarea riscului dintr-o activitate este al finanţatorului - cel care plăteşte îşi asumă riscul maxim. În acest sens, băncile îşi iau cele mai mari precauţii în finanţarea proiectelor miniere – cu investiţii foarte mari – care au adoptat şi aplică codul cianurii ca regulă de bună practică.

Astfel, IFC - International Finance Corporation - ca parte a Băncii Mondiale precum şi BERD – Banca Europeană pentru Reconstrucţie şi Dezvoltare şi alte organizaţii financiare aplică Codul Cianurii în operaţiunile lor. Acest cod recomandă valoarea maximă de 50 mg/l cianură în iazurile de decantare faţă de 10 mg/l recomandate de Directiva Europeană, în prezent.

Managementul riscului asociat utilizării cianurii în activitatea minieră este bine studiat, implică abordarea inginerească, monitorizarea atentă şi implementarea celor mai bune practici pentru a preveni şi minimiza potenţiale deversări de cianură în mediu.

Bibliografie 1. Agency of Toxic Substances and Diseas Registry Toxicological Profile for Cyanide, Public Health Service, July 2006 2. Akcil, A., Mudder, T. Microbial Destruction of Cyanide Wastes in Gold Mining: Process review. Biotechnol Lett 25:445-450, (2003) 3. Brown P.D., Morra M Ion Chromatographic Determination of SCN in Soils. J Agric Food Chem 39:1226-1228. , (1991) 4. Bizo, M., Bud, I., Duma, S. Short History of Cyanide Use, Buletin Ştiinţific al Universităţii de Nord din Baia Mare, (2014) 5. Bud, I., Duma, S., Denuţ, I. Spills in Tailings Ponds, Editura Risoprint, Cluj Napoca, 2005, ISBN: 973 - 656 - 861- x.

9

6. Crutzen, P.J., Andreae, M. Biomass Burning in the Tropics: Impact on Atmospheric Chemistry and Biogeochemical Cycles. Science 250:1669-1678., (1990) 7. Dufour, D.L. Dietary Cyanide Intake and Serum Thiocyanate Levels in Tukanoan Indians in Northwest Amazonia. Am J Phys Anthropol, 75:205, (1988) 8. EPA Reviews of the Environmental Effects of Pollutants. V. Cyanide. Cincinnati, OH: U.S. Environmental Protection Agency Health Effects Research Laboratory, Office of Research and Development. PB289920, (1978c) 9. EPA Cyanides. In: Water-related Environmental Fate of 129 Priority Pollutants. Vol. 1. Washington, DC: U.S. Environmental Protection Agency, Office of Water Planning and Standards, Office of Water and Waste Management. EPA440479029a. PB80204373. 12-1-1212, (1979)

18. Korte, F., Coulston F. Comment: From Single-substance Evaluation to Ecological Process Concept: The dilemma of processing gold with cyanide. Ecotoxicol Environ Saf 32:96-101, (1995) 19. Malaney, G.W., Sheets, W.D., Quillin, R. Toxic Effects of Metallic Ions on Sewage Microorganisms. Sewage Ind Wastes 31:1909-1915, (1959) 20. McNulty, T. Comparison of Alternative Extraction Lixiviants, Mining Environmental Management. , (2001) 21. Mudder, B. A Global Perspective of Cyanide, (2000) http://www.mineralresourcesforum.org/initiatives/cyanid e/docs/mudder.pdf.

22. Mudder, T. and Botz, M. A Guide to Cyanide, Mining Environment Management, 2001

10. EPA Exposure and Risk Assessment for Cyanide. Washington, DC: U.S. Environmental Protection Agency. Office of Water. EPA440485008. PB85220572, (1981e)

23. Oudjehani, K., Zagury, G.J., Deschênes, L. Natural Attenuation Potential of Cyanide via Microbial Activity in Mine Tailings. Appl Microbiol Biotechnol 58:409-415, (2002)

11. EPA U.S. Environmental Protection Agency. Fed Regist 57:26248, (1992f)

24. Raef, S.F., Characklis, W.G., Kessick, M.A., et al.

Fate of Cyanide and Related Compounds in Aerobic Microbial Systems--II. Microbial degradation. Water Res 11:485-492, (1977)

12. EPA Technical report: Treatment of Cyanide Heap Leaches and Tailings. Washington, DC: U.S. Environmental Protection Agency, Office of Solid Waste.

EPA530R94037. PB94201837, (1994c) 13. Gaffney, J.S., Streit, G.E., Spall, W.D., et al.

Beyond Acid Rain: Do soluble oxidants and organic toxins interact with SO2 and NOX to increase ecosystem effects? Environ Sci Technol 21:519-523, (1987) 14. Hilson, G. and Monhemius, A.J. Alternatives to Cyanide in Gold Mining Industry: what prospects for the future?, Journal of Cleaner Production 14, pp. 1158-1167 (2006) 15. ICMI Cyanide Management Code - The Cyanide Code – www.cyanidecode.org 16. “Prof. Dr. Iuliu Moldovan” Institute of Public Health of Cluj Napoca, Romania Study of risk assessment on the health of the population in the vicinity of “Aurul” cyanide-bearing tailings pond belonging to SC Transgold SA, Baia Mare, Maramureş, (2005) 17. Klecka, G.M., Landi, L.P., Bodner, K.M. Evaluation of the OECD Activated Sludge, Respiration Inhibition Test. Chemosphere 14:1239-1251, (1985) 10

25. Scott, J.S. An Overview of Cyanide Treatment Methods for Gold Mill Effluents. In: Van Zyl D ed. Cyanide and Environment: Proceedings of a conference Tucson, Arizona December 11-14, 1984: Volume 1. Fort Collins, CO: Colorado State University, 307-330. , (1985) 26. Triff, D.G., Marian, F Evolutions of Occupational Morbidity in Maramureş County in the Last Decade, Maramureş Medical. 2010, 42:31-35, ISSN 1841-4508, (2010) 27. Triff, D.G., Marian, F. Occupational Respiratory Pathology in Maramureş County in the Last 40 Years. The National Conference of Occupational Medicine with international attendance, Bucureşti, 2012 28. Zagury, G.J., Oudjehani, K., Deschenes, L. Characterization and Availability of Cyanide in Solid Mine Tailings from Gold Extraction Plants. Sci Total Environ 320:211-224. , (2004) 29. Weuffen, W., Franzke, C., Thurkow, B. Forschrittsbericht: Zur alimentären aufnahme, analytic und biologischen bedeutung des thiocyanats. Die Nahrung 28:341-355., (1984)

Revista Minelor nr. 1 / 2014

30. *** Reference Document on Best Available Techniques (BAT) for Management of Tailings and Waste-Rock in Mining Activities, January 2009 31. *** Law no. 458 of July 8, 2002 on the quality of drinking water, published in the Official Gazette no. 552/July 29, 2002, republished in the Official Gazette no. 875/Dec. 12, 2011 and rectified through Official Gazette no.

58/Jan. 24, 2012 32. www.icmm.com (International Council on Mining and Metals) The Management of Cyanide in Gold Extraction, by Logsdon, M.J., Hagelstein, K., Mudder, T.I. (1999) ISBN 1-895720-27-3 33. *** Report of Tests for the “Aurul” Project for Re-treating Mine Tailings, Metifex PTY LTD, 2013

34. *** Directive 2006/21/CE of European Parliament and of the Council of 15 March 2006 on the management of wastes from extractive industries and amending Directive 2004/35/CE 35. Government Resolution HG of 13 August 2008 on the management of wastes from extractive industries, published in the Official Gazette no. 624 of 27 Aug. 2008 36. *** UNEP/OCHA Report on the Cyanide Spill at Baia Mare, România, (2000), The Cyanide Spill at Baia Mare, Romania BEFORE, DURING AND AFTER Baia Mare Task Force, June 2000 (http://archive.rec.org/REC/Publications/CyanideSpill/E NGCyanide.pdf) 37. *** USEPA Reviews of the Environmental Effects of Pollutants, from Mining Environmental Management, A Mining Journal Publication, May 2001, Kent, UK

ISSN-L 1220 – 2053 / ISSN 2247 -8590 Editura Universitas, Petroşani, Romania

11

DISTRIBUTION AND IMPLEMENTATION OF DRILLING MACHINES AT THE QUARRY BENCHES Mostafa M. ELBEBLAWI*, Mohamed A. SAYED*, Mostafa T. MOHAMED*, Mohamed E.I. ABDELRASOUL** Abstract In many times, a good distribution and implementation of equipment and machines along the quarry faces is considered a challenge to the mining engineer or the quarry operator. Quarry equipment includes drilling machines, air compressors, loading equipment including loaders and/or excavators, in addition to the transportation fleet of high-tonnage trucks. These equipment cost large investments in the production processes and need high skill to be efficiently distributed and operated. In this investigation, study of the optimum distribution of the available drilling machines of different specifications and capacities along the faces of the lime stone quarry of Assiut Cement Company has been carried out. A mathematical model has been used to find several alternatives and to choose the best alternative. Calculation of the minimum number of drilling machines that satisfy the annual production plan is an important step to decrease production costs.

Key Words: drilling machines, modeling, quarry.

1. Introduction Production cycle in most of the quarries includes the processes of drilling, blasting, loading and transportation. Rock drilling is the first operation carried out. Blast holes are drilled with adequate geometry and distribution within the rock mass to accommodate the suitable explosive charges and their accessories [1,7,8].

Considering drilling equipment, most of the drilling cost is time dependent rather than product cost dependent. Hence, higher –priced drilling equipment based on new technologies that save time are economically justified. Rate of penetration (ROP) includes the hours after a bit reaches hole bottom divided by the distance drilled until the time of tripping the bit out of the hole. By this definition, ROP includes actual drilling time plus time spent in reaming, surveying, and making connections. This means that, this drilling time includes time spent in actual drilling (rotating time) in addition to nondrilling (non-productive) time. This is of great importance to the drilling engineer and operation management [2].

There are three basic elements, which must be considered in evaluating a drilling system, they are [3, 4]: 1- Production schedules, operating conditions, and rock types encountered.

2- Equipment productive capacities including pattern size, tons of material effected per hole, drill production rate in meters drilled per shift or hour, and drill availability and utilization %. * Prof.eng., Mining and Metallurgical Eng. Dept., College of Engineers, Assiut University, Egypt ** Administrator, Mining and Metallurgical Eng. Dept., College of Engineers, Assiut Univ., Egypt

12

3- Capital costs and operating costs including repair, maintenance, and related storage costs of spare parts and drill steel.

It has been advocated that operations research facilities in describing and analyzing the behavior of a system by constructing appropriate models and predicting future behavior using these models.

Studies on the Queuing, Markov and reliability models lead to the conclusion that with the help of operations research, an appropriate mathematical model for situations, processes and systems can be developed. Then, the model can be tested and operated by changing variable values to implement optimization of the parameters. In the present era, optimal use of resources is essential and operations research can facilitate taking proactive decisions to make the system profitable and competitive [5].

In this investigation, study of the optimum distribution of the available drilling machines of different specifications and capacities along the faces of the lime stone quarry of Assiut Cement Company has been carried out. A mathematical model has been used to find several alternatives and to choose the best alternative. Calculation of the minimum number of drilling machines that satisfy the annual production plan is an important step to decrease production costs[7,8].

2. Formulation of the problem In order to formulate any problem as a model, the following parameters must be defined [4, 6]: 1- The variables in the model, 2- The constraints, 3- The objective function.

Revista Minelor nr. 1 / 2014

1- The variables The variables are defined as follows: TPY is production rate or material mined per year (ton per year) MPH is material produced per hole, ton/hole N is the number of holes drilled MDH is meters drilled per hole = bench height + sub-drilling, m Tm is total meters drilled = N × MDH, m DR is drilling rate, m/hr TDH is total drilling hours in one bench per year Oh is operating hours PAT is possible available time (total calendar time – holidays/year), days AOT is available operating time = PAT – holidays, days OR are operational restrictions LDM is long drill moves PT is personal time OND is other non-drilling time NDT is net drilling time NDT = AOT – OR – LDM – PT – OND 2- The constraints The model has several constraints in form of equations. The equations are formulated basically for the purpose of calculations. %Availability =

AOT x100 PAT

(1)

% Utilization = AOT−OR− LDM− PT −ONDx100

(2)

AOT

% Operated of total time =Availability Utilization (3)

Oh/shift = Utilization

hr/shift

(4)

3- The objective function The objective function of the model is to minimize the number of drills realizing the production plan required. The minimum number of drills needed is expressed as follows:

(5) where: (TDH)i is total drilling time in one bench, hrs., where i = 1,2,3,…. , in this case i = 3 benches.

Avail. is the availability % Utili. is the utilization % No. of hours per day = 8 hours 3 Collection of field data The present study has been carried out on limestone quarry of the Assiut Cement Company that operates 300 days per year, one drilling shift per day. It is required to produce 5 million tons of limestone per year to be used in the cement factory.

To identify the production plan requirements; the quarry is divided into three benches upper, middle and lower bench. Each bench produces one third of the annual production plan, but they have different bench heights. The height of the upper bench is 26 m, the height of the middle bench is 30 m and the height of the lower bench is 35 m.

The evaluation will start with review of some of the drilling machines available as grouped into three classes based on the drill hole size capability and model of the machine. Table 1, presents rotary percussive blast hole drills that are available and some of pertinent information for the drills listed.

Calculations of the drilling patterns, the material effected by each borehole according to the different bench heights and the average drilling rate for the three drills are illustrated in Table 2.

Average density of limestone is given to be 2.2 t/m3.

In case of this quarry, the annual production is distributed between the three classes of drills as follows: 33.76% by Compare, 16.59% by Atlas Copco 660 and 49.65% by Atlas Copco 460. 33% of the annual production is required from each of the upper and middle bench and 34% from the lower bench.

Table 1 Representative blast hole drills by class.

Class Name and model Typical bit size, mm (in) Tube diameter, mm Tube length, m C-1 Compair Holman 111 (4.5) 76 3 C-2 Atlas Copco Roc 606 152 (6) 89 3 C-3 Atlas Copco Roc 460 HF 152 (6) 89 3 Table 2 Drilling patterns and material effected by each borehole Material per hole, ton Class Pattern size, m Average drilling rate, m/hr Upper Bench Middle Bench Lower Bench 20 2252 1931 1673 6.5 × 4.5 C-1 15 3600 3086 2674 8.5 × 5.5 C-2 30 3927 3366 2917 8.5 × 6 C-3

ISSN-L 1220 – 2053 / ISSN 2247 -8590 Editura Universitas, Petroşani, Romania

13

4 Application of the model The procedure for determining drill availability and utilization is outlined in Table 3 and based on the information of a typical operation as used in the present quarry. Equations (1) and (2) are used to obtain the availability and utilization percentages for the drills to be evaluated. Percentage of operation time in relation to total possible time is calculated by using equation (3).

Table 3 Determination of drill availability and utilization, according to operating time of the present quarry working one 8 hrs-shift/day.

Description Hours Days Total calendar time 2920 365 Less holidays per year 80 10 Possible available time (PAT) 2840 355 Less outages 440 55 Available operating time (AOT) 2400 300 Less operational restrictions (OR) 208 26 Less drill moves and other major interruptions 72 9 Less personal time (PT): Travel time 48 6 Lunch 48 6 Other 24 3 Less other non-drilling time (OND): Lubrication and inspection 80 10 Short moves 24 3 Running repairs 40 5 Other 40 5 Net drilling time (NDT) 1816 227

PAT − outages AOT 355− 55 *100 = *100 = *100 = 84.5% PAT PAT 355 300 − 26 − 9 − 15 − 23 AOT − OR − LDM − PT − OND *100 = *100 = 75.5% %Utilization= 300 AOT %Availability=

%Operated of total time = Availability x Utilization = 84.5% x 75.5% = 64% Then, operating hours per shift = 8 ×

227 = 6 hrs / shift 300

In actual practice, the amount of time lost due to operational restrictions can vary from 5 to 40%of the available operating time. In this study, the amount of time lost is about 25%, the amount of time lost is between the lower and higher limit of the possible loss in time [3].

5 Results and discussion Calculation of minimum number of drills For the initial evaluation, it is assumed that all of the three drills have the same availability and utilization values. All the drill productive capacities are given in (Table 2). The minimum number of drills needed in each drill class to maintain supply of broken material according to the annual production plan, can be calculated by using equation (5). The minimum number of drills needed is calculated as shown in Table 4.

From Table 4, it can be seen that using three drills one of each class leads to very high ratio of standby time. The ratio of standby time is 0.23, 0.57, and 0.69 for class1, class2, and class3 respectively. This is a great loss of operating time 14

which if used can produce 5,702,859 tons annually i.e. greater than the current annual production by about 14%. Hence, the current practice distribution of drills is not suitable and needs improvement.

Now, there are six alternatives suggested, in addition to the case actually applied in the present practice of the quarry as follows: If we only use one class of the drilling machines, we can calculate the minimum number of drills of this class required to fulfill the five million tons annual production. Hence, we have three alternatives: alternative 1, only using class1; alternative 2, only using class2; and alternative three, only using class3. Table 5 presents calculations of the minimum number of drills for each class that satisfies the annual production.

If we use two drill classes at a time to fulfill the annual production, we have three additional alternatives: alternative 4, using class1 and class2; alternative 5, using class1 and class3; alternative 6, using class2 and class3. Summary of calculations of these alternatives is presented in Table 6.

Revista Minelor nr. 1 / 2014

Table 4 Calculation of minimum number of drills according to the current practice in the quarry MPH, Lack(-) Class of MDH, DR, TDH, Bench TPY, ton ton/ N Tm, m MND stand by Drills m/hole m/h Hrs hole (+) Upper 557040 1673 333 28 9324 20 466.2 C-1 Middle 557040 1931 289 32 9248 20 462.4 Lower 573920 2252 255 37 9435 20 471.8 Total 1688000 877 28007 1400.4 0.77 +0.23 Upper 273735 2674 103 27.5 2833 15 188.9 C-2 Middle 273735 3086 89 31.5 2804 15 186.9 Lower 282030 3600 79 36.5 2884 15 192.3 Total 829500 271 8521 568.1 0.31 +0.69 Upper 819225 2917 281 27.5 7728 30 257.6 C-3 Middle 819225 3366 244 31.5 7686 30 256.2 Lower 844050 3927 215 36.5 7848 30 261.6 Total 2482500 740 23262 775.4 0.43 +0.57 T.Grand 5000000 1888 59790 2760

Class of Drills

Bench

C-1

Upper Middle Lower

Total

C-2

Upper Middle Lower

Total

C-3 Total

Upper Middle Lower

Table 5 Calculations of minimum number of drills for each class that satisfies the annual production of 5 million ton MPH, Lack (-) MDH, DR, TDH, TPY, ton ton/ N Tm, m MND stand by m/hole m/h Hrs hole (+) Alternative1 1650000 1673 987 28 27636 20 1381.8 1650000 1931 855 32 27360 20 1368 1700000 2252 755 37 27935 20 1396.8 5000000 2597 82931 4146.6 2.28 -0.14/1 Alternative2 1650000 2674 617 27.5 16968 15 1131.2 1650000 3086 535 31.5 16853 15 1123.5 1700000 3600 473 36.5 17265 15 1151 5000000 1625 51086 3405.7 1.88 +0.06/1 Alternative3 1650000 2917 566 27.5 15565 30 518.8 1650000 3366 491 31.5 15467 30 515.6 1700000 3927 433 36.5 15805 30 526.8 5000000 1490 46837 1561.2 0.86 +0.14

From Table 5: Alternative1 suggests using two drills of class1.

However, there is a lack of operating time about 14% which can be accounted for by allowing overtime for operating the two drills (about one hour/shift). The quarry has only one drill of class1 at the present time, hence this alternative cannot be applied.

Alternative2 suggests using two drills of class2.

There would be standby time about 6% which is an acceptable percentage. However, the alternative is

ISSN-L 1220 – 2053 / ISSN 2247 -8590 Editura Universitas, PetroĹ&#x;ani, Romania

not acceptable because at present the quarry has only one drill of class2.

Alternative3 is very attractive. It suggests one drill of class3 with 14% of standby time. However there is a great potential risk if sudden breakdown happens to the drill. This will lead to a complete stop not only for the quarry operations but also for the subsequent whole system of cement production.

This would be much greater economic loss than the saving in the drilling process. Accordingly alternative3 is rejected.

15

Table 6 Minimum number of drills considering alternative 4, 5 and 6, using two drill classes at a time to produce the annual production Alternative 4: Using class 1 and class 2 drills MPH, Lack (-) Class of MDH, DR, Bench TPY, ton ton/ N Tm, m TDh, Hrs MND stand by Drills m/hole m/h hole (+) Upper 825000 1673 494 28 13832 20 691.6 C-1 Middle 825000 1931 428 32 13696 20 684.8 Lower 850000 2252 378 37 13986 20 699.3 Total 2500000 1300 41514 2075.7 1.14 -0.14 Upper 825000 2674 309 27.5 8498 15 566.5 C-2 Middle 825000 3086 268 31.5 8442 15 562.8 Lower 850000 3600 237 36.5 8651 15 576.7 Total 2500000 814 25591 1706 0.94 +0.06 T.Grand 5000000 2114 67105 3804 Alternative 5: Using class 1 and class 3 drills MPH, Lack (-) Class of MDH, DR, Bench TPY, ton ton/ N Tm, m TDh, Hrs MND stand by Drills m/hole m/h hole (+) Upper 825000 1673 494 28 13832 20 691.6 C-1 Middle 825000 1931 428 32 13696 20 684.8 Lower 850000 2252 378 37 13986 20 699.3 Total 2500000 1300 41514 2075.7 1.14 -0.14 Upper 825000 2917 283 27.5 7783 30 259.4 C-3 Middle 825000 3366 246 31.5 7749 30 258.3 Lower 850000 3927 217 36.5 7921 30 264 Total 2500000 746 23453 781.7 0.43 +0.57 T.Grand 5000000 2046 64967 2874 Alternative 6: Using class 2 and class 3 drills MPH, Lack (-) Class of MDH, DR, Bench TPY, ton ton/ N Tm, m TDh, Hrs MND stand by Drills m/hole m/h hole (+) Upper 825000 2674 309 27.5 8498 15 566.5 C-2 Middle 825000 3086 268 31.5 8442 15 562.8 Lower 850000 3600 237 36.5 8651 15 576.7 Total 2500000 814 25591 1706 0.94 +0.06 Upper 825000 2917 283 27.5 7783 30 259.4 C-3 Middle 825000 3366 246 31.5 7749 30 258.3 Lower 850000 3927 217 36.5 7921 30 264 Total 2500000 746 23453 781.7 0.43 +0.57 T.Grand 5000000 1560 49044 2502 From Table 6: Alternative4 using one drill of class1 and one drill from class2 is very acceptable. A very short operating overtime (about 4%) will be needed to fulfill the annual production plan. The two drills are available in the quarry. This alternative will lead to saving one drill of class3 for rent or sale which is a good economic gain.

Alternative 5 suggests that using one drill of class1 and one drill of class3. This will lead to saving one drill of class2 for rent or sale providing an economic gain for the quarry. This alternative will provide a plenty of standby time (about 44%) even after sharing drill1 to satisfy its production 16

share. This can be a good choice if there is a plan to expand the cement production in the near future.

Alternative6 suggests using one drill of class2 and one drill of class3 and saving one drill of class1. It is acceptable because of the economic gain by saving that drill of class1. However there is a plenty of standby time (about 60%) which is not exploited now. It is available for future expansion.

From the above, alternative 4 (using one drill of class1 and one drill of class2) provides the best option for the distribution of the drilling machines.

It provides a complete use of the two drills and save the most efficient drill of class3 for rent or sale. The subsequent options are alt.5 and alt.6 respectively.

Revista Minelor nr. 1 / 2014

Table 7 Summary Alternatives 1 2 3 4 5

6

C-1 C-2 C-3 C-1 C-2 C-1

2 2 1 1 1 1

Overtime required(+)/Stand by, hr/year #### #### 254 + 62 + 51 0

C-3

1

940

C-2

1

108

C-3

1

1035

Class of MND drills

Remarks Inapplicable Rejected for risk The production plan can be accomplished with 113hr overtime, with one drill spare for rent.

The production plan will be accomplished. The C-3 drill will be stand by for nearly half of the net drilling time which consider waste of resources.

The production plan will be accomplished. The C-3 drill will be stand by for more than half of the net drilling time which consider waste of resources.

6. Conclusions This study has been carried out on the lime stone quarry of Assiut Cement Company (CEMEX). The quarry has three benches and three drilling machines. Namely one drill of Compare (class31), one drill of Atlas Copco Roc 606(class2), and one drill of Atlas Copco Roc 460 HF (class3).

A simple mathematical model has been used to calculate the minimum number of drilling machines and their types for six alternatives in addition to the current practice. The following conclusions and recommendations have been drawn.

1- Using one drilling machine of class1 and one drilling machine of class2 (alternative4) is the best option for the quarry. That is because the two drills are operating almost all the time and the drill of class3 is saved for rent or sale.

2- Using one drill of class1 and one drill of class3 (alternative5) will save one drill of class2. Whereas using one drill of class2 and one drill of class3 (alternative6) will save one drill of class1.

However, there will be a plenty of operating standby time, 44% and 60% respectively.

3- Using two drills of class1 (alternative1) and using two drill of class2 (alternative2) are technically acceptable. However, they are rejected because the quarry actually has only one drill of each type.

4- Using one drill of class3 (alternative3) is technically the best option. However, it is rejected because there is a great potential of risk if a sudden break down of the drill takes place. The whole operations in the quarry and the cement producing lines will stop causing great economic loss.

7. Recommendations 1- Alternatives one and two could be reconsidered if new drilling machines will be bought.

2- Alternatives five and six could be reconsidered if expansion of the production is expected.

3- The methodology used in this investigation can be adopted to calculate the minimum number and distribution of other pieces of equipment such as ISSN-L 1220 – 2053 / ISSN 2247 -8590 Editura Universitas, PetroĹ&#x;ani, Romania

loading units and transportation trucks if their capacities and production targets are known.

Aknowledegments The authors wish to express their gratitude and appreciation to Eng. Shehata T. Hassan for his time and cooperation in collecting data from logs of the L.s. quarry of Assiut Cement Company (CEMEX).

References 1. Jimeno, C.L., Jimeno, E.L., Ayala, F.J., Drilling and Blasting of Rocks, Trans. By De Ramiro,Y.V., Published by A.A. Balkema Publishers, Ch (1) Rock Drilling Methods, Pp. 1-7, Brookfield, USA, 1995.

2. William C. Lyons Working Guide to Drilling Equipment and Operations, Published by Elsevier Inc., Ch (5), Selection of Drilling Practices, Pp. 299-318, USA, 2010.

3. Hustrulid, W.A. Open-pit mine planning and design, Published by Society of Mining Engineers, AIME, Ch. 18 Drill Evaluation, by R.H. Heinen, pp. 247-255, Inc. New York, 1979.

4. Sayed, M.A. Optimum number of drilling machines required for any production plan, Bulletin of the faculty of Engineering, Assiut University, Vol.29, No.3 (2/2), Pp.255-262, September 2001.

5. Nanda, N.K. Optimization of mine production system through operation research techniques, 19th World Mining Congress, New Delhi, November, pp.583-595, 2003.

6. Aljuhani, M.M. Production scheduling using linear programming, Bulletin of the faculty of Engineering, Assiut University, Vol.29, No.2, May 2001.

7. Elrawy, W.R. Drilling Parameters In Relation To Penetration Rate, As a Tool to Predict the Type of Rock, MSc thesis, Faculty of Engineering, Assiut University, 2003.

8. Hassan, S.T. Improvement Of Drilling and Blasting Performance to Minimize the Mining Cost in Limestone Quarry, Assiut Cement Company, MSc thesis, Faculty of Engineering, Assiut University, 2006.

17

OPORTUNITATEA APLICĂRII SUSȚINERII ANCORATE LA EXECUȚIA EXCAVAȚIILOR SUBTERANE Sorin RADU*, Valeriu PLEȘEA**

Rezumat: Ca o necesitate obiectivă a restrângerii domeniului de aplicare a susținerii metalice utilizată actual la execuția excavațiilor subterane, rezultată din necorelarea construcției simetrice a sistemului de susținere cu manifestarea neuniformă a vectorului maxim de presiune, ca și din considerente economice, generate de costurile mari la metal și manoperă pentru laminarea profilelor, prin aplicarea la furnizor a tratamentelor suplimentare de îmbunătățire, devine tot mai mult necesară introducerea și generalizarea susținerilor ancorate pentru consolidarea rocilor.

Lucrarea analizează posibilitatea generalizării susținerii ancorate pentru execuția excavațiilor subterane, precum și particularitățile acestui sistem de susținere în interacțiunea sa cu roca înconjurătoare, cu scopul fundamentării opțiunii pentru alegerea acestui procedeu de consolidare a rocilor.

Cuvinte cheie: excavație subterană, tensiuni de tracțiune, priză prin umflare, mortar de ciment, masiv de rocă, interacțiune susținere 1. Introducere Analizate prin prisma criteriilor de fiabilitate și siguranță, cercetările teoretice și experimentale efectuate în ultimii ani, arată că pentru condiții dificile de amplasament a excavațiilor subterane, susținerile metalice sunt solicitate foarte neuniform și cu intensități ridicate a solicitărilor. Drept urmare, acestea își pierd portanța după un tip relativ scurt de la montare, datorită tensiunilor locale care se formează în anumite puncte de pe conturul lucrării, tensiuni care depășesc frecvent limita de curgere a oțelurilor de execuție. În acest caz se confirmă că deformarea susținerii este provocată nu numai de solicitările masivului de rocă, cât mai ales de neconcordanța construcției sistemului de susținere folosit față de direcția din care vectorul presiunii are valoare maximă. Este cunoscut faptul, că susținerea metalică clasică obișnuită, cu regim de funcționare elasto-culisant, prin construcția ei poate prelua doar sarcinile verticale generate prin manifestarea presiunii verticale din tavan, pentru convergențe limitate ale rocii de 150-200 mm. În situația manifestării cu intensitate a presiunii laterale, când raportul Px/Py > 1, stâlpii metalici de susținere cedează, datorită portanței și reacțiunii lor limitată la solicitarea masivului de rocă, cu tot cortegiul de urmări defavorabile privind funcționarea optimă pe mai departe a susținerii. În consecință, în conjunctura crizei economice actuale, când combinatele siderurgice de profil își restrâng activitatea de execuție a profilelor laminate pentru susținere, pentru asigurarea stabilității excavațiilor subterane, pe plan mondial acțiunile sunt orientate * Prof.dr.ing., Universitatea din Petrosani ** Dr.ing, Cercetător ştiinţific gr. 1

18

tot mai pregnant spre introducerea și generalizarea susținerilor ancorate pentru consolidarea rocilor, aspect care se impune a fi tot mai profund îmbrățișat și de practica de construcții subterane din țara noastră.

2. Aprecieri privind efectul solicitărilor asupra rocilor din jurul excavațiilor subterane Aşa după cum și rezultatul cercetărilor teoretice şi experimentale asupra proceselor geomecanice o arată, cele mai intense mişcări de roci din jurul excavațiilor subterane se produc după operaţia de excavare şi avansarea frontului de lucru. Rocile care dispun de rezistenţe mecanice ridicate pot să-şi asigure un nou echilibru, bazat pe capacitatea lor de autoportanţă, în schimb rocile cu rezistenţe medii şi reduse, de tipul celor sedimentare, suferă un proces activ de mişcare, care se finalizează prin deformarea întregului profil al excavației (figura 1) şi ca urmare aceasta trebuie susţinută.

Figure 1 Efectul solicitărilor asupra rocilor din jurul excavațiilor subterane

Revista Minelor nr. 1 / 2014

Susţinerea clasică obișnuită, de tipul celei metalice culisante, având construcţia şi dispunerea simetrică a elementelor care o compun, este proiectată pentru preluarea solicitărilor maxime ce acţionează preponderent din tavanul excavațiilor şi, în consecinţă, prin redistribuirea asimetrică a stării de tensiune pe conturul lucrării, sistemul actual de susţinere nu mai corespunde cerinţelor date [1],[2],[3],[4]. În acest caz, în condiţiile de manifestare neuniformă a presiunii subterane, când solicitările laterale (Pp1 , Pp2) asupra excavaţiilor înregistrează valori superioare celor verticale (Pt), se produc deformări accentuate ale stâlpilor, cu pierderea echilibrului în sistemul „rocă–susţinere” şi diminuarea stabilităţii lucrării (figura 2).

Acelaşi aspect de deformare neuniformă se înregistrează şi în cazul susţinerilor rigide din zidărie de bolţari, respectiv beton monolit sau prefabricate, care, deşi posedă capacităţi portante superioare, în urma solicitărilor asimetrice ce se manifestă pe conturul excavațiilor şi a gradului necorespunzător de umplere a golurilor de la extrados, aceste genuri de susţineri cedează la solicitări concentrate, atât din pereţi, cât şi din tavan (figura 3).

Figure 2 Modul neuniform de deformare a lucrărilor miniere susţinute cu armături metalice, în cazul preluării solicitărilor maxime din peretele situat spre strat: 1-profil iniţial; 2 - profil rezultat după stabilizarea solicitării

Ca urmare a necorelării construcţiei actualelor susţineri clasice cu direcţia de manifestare a vectorului maxim de presiune, cercetările teoretice şi experimentale asupra proceselor geomecanice au evidenţiat necesitatea orientării acţiunilor spre valorificarea maximă a portanţei rocilor în preluarea solicitărilor, prin consolidarea lor cu ajutorul susţinerilor ancorate. În acest mod devine posibilă creşterea rezistenţei rocilor faţă de solicitările de forfecare şi tracţiune, cu formarea şi implicarea zonei consolidate, la foarte scurt timp, în preluarea presiunilor.

Un asemenea mecanism al interacţiunii în sistemul „ancoră–rocă” este acceptat de majoritatea specialiştilor în domeniu, constituind principalul argument pentru extinderea susţinerii ancorate în cele mai diverse tipuri de roci. În acest context, în majoritatea ţărilor cu experiență în domeniu se constată diversificarea şi extinderea sistemului de ancorare a rocilor, fenomen apreciat ca unul din realizările cele mai importante în tehnica şi tehnologia susţinerii lucrărilor miniere în perioada postbelică. Interesul tot mai mare manifestat de industria minieră din vestul Europei, S.U.A., Australia, Africa de Sud ş.a. faţă de susţinerile ancorate, rezultă în primul rând din situaţiile economice ale minelor şi din eforturile ce se depun pentru eficientizarea activităţii de extracţie a substanţei minerale utile.

Pentru exemplificarea interesului manifestat în domeniul susţinerilor ancorate se evidenţiază, că în Anglia, anul 2000 a marcat un reveriment, acest tip de susţinere fiind utilizată pentru execuţia unui volum de peste 238 km de excavații subterane, reprezentând 78 % din reţeaua totală a sistemului de deschidere şi pregătire executat pentru industria minieră carboniferă, contribuind efectiv la reducerea cheltuielilor de exploatare de 2,5 ori faţă de situaţia iniţială.

De asemenea, în ultimi 10 ani, sectorul carbonifer din S.U.A. a consumat anual 100 milioane de ancore de diferite prototipuri constructive, iar în Africa de sud, peste 65 % din excavațiile miniere subterane sunt susţinute cu ancore bazate pe principiul fricţiunii cu rocile înconjurătoare.

3. Particularitățile susținerilor ancorate interacțiunea cu roca înconjurătoare

Fig. 3 Modul de solicitare asimetrică şi de deformare a lucrărilor miniere de deschidere susţinute în zidărie de bolţari (cazul Pt < Pp1,Pp2) ISSN-L 1220 – 2053 / ISSN 2247 -8590 Editura Universitas, Petroşani, Romania

și

Opțiunea de introducere a susținerii ancorate este exemplificată practic de următoarele particularități extrem de importante ale acesteia, anume [3],[4]: a – consolidează roca, formând un pilier de portanță ridicată care se implică în preluarea presiunii (fig.4)

19

Fig. 4 Formarea pilierului de rocă consolidată: 1-ancoră metalică (tijă de ancorare); 2-placă de pretensionare; 3–pilierul de rocă consolidat; d–grosimea pilierului consolidat b – dezvoltă forțe în diferite puncte de pe conturul excavațiilor, care prin acțiunea lor generează redistribuirea tensiunilor și limitarea procesului de deformare a rocilor (fig.5). c - creează o boltă consolidată care amplifică rezistenţa rocilor şi asigură stabilitatea lor în condițiile tensiunilor de tracțiune mari care se dezvoltă în pereții excavației (fig.6).

Fig. 5 Influenţa susţinerii ancorate la dezvoltarea forţelor suplimentare de consolidare pe conturul excavației

Fig. 6 Redistribuirea şi concentrarea tensiunilor de tracţiune în pereţii lucrării miniere

Fig. 7 Zonele de formare a momentelor maxime de încovoiere din jurul excavațiilor subterane pentru diferite tipuri de profile şi solicitări ale acestora: a,b–cazul profilului boltit şi solicitări maxime din tavan; c,d–cazul profilului boltit şi solicitări maxime din pereţi; e,f–cazul profilului boltit şi solicitare maximă asimetrică din tavan; g,h–cazul profilului circular şi solicitări maxime verticale (tavan şi vatră) 20

Revista Minelor nr. 1 / 2014

Principiul de bază în amplasarea şi exploatarea ancorelor trebuie să-l reprezinte cunoaşterea locului unde se formează momentele maxime de încovoiere, ponderea cărora înregistrează 90 % din totalul tensiunilor principale. În acest caz, dacă susţinerile metalice actuale preiau cele mai mari sarcini numai din tavanul lucrării miniere (figura 7 a), atunci momentele maxime de încovoiere se vor forma corespunzător epurei reprezentată grafic în figura 7 b.

Prin urmare, în zona de acţiune a momentelor maxime A şi B se constată cele mai intense mişcări şi deformări ale rocilor, situaţii în care devine raţională amplasarea ancorelor în aceste zone, respectiv în tavanul şi pereţii lucrării. Montarea ancorelor în pereţi asigură nu numai diminuarea deformaţiilor şi reducerea momentelor maxime de încovoiere ce se manifestă în stâlpii susţinerilor, dar favorizează totodată formarea şi dezvoltarea unor forţe suplimentare interne care îmbunătăţesc interacţiunea în sistemul „rocă–susţinere”, participând la creşterea şi asigurarea stabilităţii lucrării miniere.

Pe de altă parte, cercetările experimentale efectuate „in situ” au confirmat că montarea ancorelor numai în pereţii laterali ai lucrării miniere, unde au loc cele mai mari mişcări şi deformări ale rocilor, realizează o distribuire mult mai uniformă a tensiunilor pe întregul contur şi de asemeni reducerea eforturilor de tracţiune. Ca urmare, în situaţia când predomină mişcarea rocilor din pereţi, cu dezvoltarea presiunilor laterale (figura 7c), ancorele trebuie montate în punctul C (figura 7d). În cazul galeriilor situate sub influenţa lucrărilor de abataj, expuse asimetric la solicitarea vectorului de presiune maximă (figura 7e), epura momentelor maxime de încovoiere indică corect

locul de amplasare al ancorelor, respectiv punctele D şi E (figura 7f) astfel încât eficienţa în acţiunea de stabilizare obţinută să fie maximă, cu un consum redus de materiale.

Pentru profilele circulare a lucrărilor miniere, care de asemeni suportă solicitări asimetrice ale presiunii (figura 7g) este raţională amplasarea ancorelor în punctele F (figura 7h), adică în acele sectoare de pe conturul lucrării unde tendinţa de deformare a rocilor urmează să înregistreze valoarea maximă. d - influenţează regimul de tensiuni care se formează în procesul de excavare a rocilor, pe care îl modifică în mod favorabil. Astfel, cercetările experimentale de laborator, efectuate prin metode fotoelastice, au arătat o situaţie comparativă între o excavație cu tavan nesusţinut şi modele susţinute cu ancore (fig. 8 a, b şi c). În primul caz (figura 8a) tensiunile sunt concentrate în mijlocul deschiderii, provocând destinderea şi deformarea tavanului. În modelul din figura 8b, ancora este fixată punctiform şi ca urmare, tensiunile se repartizează în jurul tijei care comprimă zona dintre cele două puncte de fixare, menţinând tavanul orizontal pe toată durata de exploatare a lucrării. Pentru modelul din figura 8c, ancora fixată integral redistribuie tensiunile de compresiune în jurul tijei, cu influenţe favorabile de stabilizare a rocilor din tavan. În baza rezultatelor obţinute se evidenţiază că în cazul tronsoanelor ancorate, suprafaţa rocilor este susţinută cu un efort normal care are valoarea maximă în dreptul tijelor şi a plăcuţelor de sprijin şi o valoare minimă situată la mijlocul intervalului dintre două ancore. În jurul tijelor de ancorare, liniile de forţă au forma reprezentată în figura 9.

Fig. 8 Repartizarea eforturilor în cazul tavanului unei excavații: a–cazul unui tavan nesusţinut; b–tavan susţinut cu ancore punctiforme; c–tavan susţinut cu ancore cu priză pe toată lungimea

ISSN-L 1220 – 2053 / ISSN 2247 -8590 Editura Universitas, Petroşani, Romania

21

Fig. 9 Repartizarea liniilor de forţă în pachetul de roci ancorate; 1–zona liniilor de forţă; 2–zona rocilor stabile; 3–zona necomprimată Pachetul de roci este comprimat cu mărimea forţei de închidere a tijei din axul acesteia care scade treptat, pe măsură ce se îndepărtează de locul unde a fost montată ancora. Ca urmare, între tijele ancorelor există o zonă necomprimată, cu extindere spre suprafaţa lucrării, ce prezintă o formă de conuri cu generatoarea înclinată la 45° şi înălţimea a/2.

Influenţa ancorelor asupra tensiunilor din masiv este condiţionată şi de timp. Cu cât timpul scurs de la excavare şi până la ancorare este mai scurt, cu atât rocile se destind mai puţin şi efectul ancorelor

devine mai bun. În cazul când rocile înregistrează deja un proces de destindere, ancorele au numai o acţiune limitată, mărind doar rezistenţa lor la forfecare. e -comparativ cu susţinerile tradiţionale, consolidarea prin ancorare a rocii asigură un echilibru mult mai eficient în sistemul „rocă – susţinere”, lucru explicabil prin formarea pilierului consolidat şi implicarea susţinerii ancorate în preluarea presiunii la scurt timp de la montare (figura 10).

Fig. 10 Rolul consolidării în interacţiunea „susţinere–rocă”: Uo - deformarea rocii în jurul excavației subterane; R–raza lucrării miniere În baza graficului prezentat se constată că pentru valori medii ale solicitărilor de 0,4 MPa (40 t/m2), caracteristica de lucru a susţinerilor rigide din beton sau bolţari (curba 1) indică faptul că acest tip de susţinere suferă deformări totale, curba lor caracteristică nereuşind să intersecteze curba de deformare a rocilor (curba 4) din jurul excavației subterane. În cazul susţinerilor ancorate (curba 2), se formează pilierul de rocă consolidată cu portantă mult mai ridicată şi cu o caracteristică aproape identică (curba 1) dar, care datorită valorii mai mari

22

a portantei ce se dezvoltă asigură echilibrul corespunzător cu masivul de rocă. În situaţia susţinerilor elastice din armături metalice culisante, curba caracteristică de lucru (curba 3) intersectează curba de relaxare a rocii după un interval mult mai mare de timp, dar pentru deformări mai mari ale rocilor, respectiv culisări repetate a elementelor şi valori mai reduse ale solicitărilor, caz în care echilibrul susţinerii cu roca şi asigurarea stabilităţii lucrării miniere se produce pentru reduceri mari ale profilului excavației, nefiind îndeplinite în totalitate condiţiile de eficienţă.

Revista Minelor nr. 1 / 2014

4. Concluzii Opţiunile pentru alegerea unei susţineri adecvate condiţiilor cu manifestare diversificată a sarcinilor în jurul excavațiilor subterane subterane, pe lângă necesitatea alocării de cheltuieli materiale şi consumuri de muncă cât mai reduse, vor trebui să aibă în vedere şi valorificarea portanţei însăşi a rocilor înconjurătoare, lucru posibil de realizat prin consolidarea acestora cu ajutorul susţinerilor ancorate Corespunzător particularităţilor constructive şi de lucru a acestui tip de susținere, ca etape de aplicare în subteran se impune perforarea găurilor, radial pe conturul excavației, urmată de implantarea tijelor de ancorare și montarea plăcuțelor de pretensionare, imediat după dezvelirea rocilor, cu dispunerea acestora în rânduri distanțate pe direcţia lucrării în funcție de tipul de rocă interceptată și tipul sistemului de ancorare folosit.

Pentru condiții geomecanice dificile, susținerea ancorată poate fi asociată cu susținerea din beton, cu scopul protejării rocilor impotriva alterărtii, care se proiectează în 2-3 straturi succesive cu grosimea de 2 – 5 cm , peste plasa metalică prevăzută pentru bandajare.

Bibliografie 1. Pleşea, V, Vlaicu Popa, M.E., Vlasin Nicolae-Ioan Elemente de proiectare a susținerii modulare din armături metalice în asociere cu procedeul de consolidare a rocilor prin ancorare. Annals of “Constantin Brâncuși” University of Târgu Jiu, Engineering Series, No. 4/2012 2. Pleşea, V., Manolea, Gh., Ghinia, S., Radu, S., Stochiţoiu, D., Vlaicu Popa, M.E Advanced prediction procedure for the underground stress manifested în the undermined coal bed works Wseas Transactions on Advances în Engineering Education, ISSN 1790 – 1979, Issue 6, vol. 7, June 2010, pp. 192 – 201 3. Pleşea, V. Constructive and functioning improvement solution of the sliding steel timbering for underground stability, Annals of the University of Petroşani, Mining Engineering vol. 10 (XXXVII), ISSN 1454 – 9174, 2009, pp. 101 – 106 4. Pleşea, V. Proiectarea şi construcţia susţinerii lucrărilor miniere subterane din sectorul carbonifer. UNIVERSITAS Publishing House, Petroşani, 2004; 5. Pleşea, V., Butulescu, V. Răşini poliuretanice folosite în construcţiile miniere de la suprafaţă şi din subteran. Revista Minelor, nr. 2, 2003, pp. 35– 39

ISSN-L 1220 – 2053 / ISSN 2247 -8590 Editura Universitas, Petroşani, Romania

23

SITUAŢIA HALDELOR DE STERIL ŞI A TERENURILOR DEGRADATE DIN BAZINUL MINIER BERBEŞTI Nicolae DICAN* Rezumat: În bazinul minier Berbeşti a existat o preocupare continuă de redare în circuitul economic a terenurilor eliberate de sarcini tehnologice ce au fost utilizate la haldarea sterilului.

Lucrările de redare în circuitul economic productiv executate pe aceste suprafeţe de teren, în general au atins scopul pentru care au fost executate, cu excepţia unor suprafeţe de mici dimensiuni. Terenurile disponibilizate a căror înclinare nu permite realizarea mecanizată a lucrărilor agricole şi care sunt predispuse eroziunilor sau alunecărilor au fost reutilizate silvic, până în prezent fiind plantată cu succes numai specia salcâm.

Cuvinte cheie: haldare, stabilitate, acumulat de material, coeziune, rezistenţă pasivă.

1. Introducere Bazinul minier Berbeşti este situat în unitatea structurală Depresiunea Getică, în extremitatea estică a zăcământului de lignit Oltenia. Din cele patru cariere cu tehnologie de excavare, transport şi haldare în flux continuu Ruget, Olteţ, Berbeşti şi Panga în cei peste 30 de ani de activitate au fost exploatate 85 milioane tone cărbune ce au necesitat o descopertă de 513 milioane m3 steril,[7].

2. Haldarea rocilor sterile Rocile sterile aparţinând Pliocenului şi Cuaternarului, neomogene şi cu granulometrie variată, rezultate din descopertarea substanţelor minerale utile, sunt transportate şi depozitate în halde. La toate carierele din bazin, în faza de deschidere, dar şi în faza de exploatare a zăcămintelor aflate la adâncimi mari, au fost utilizate haldele exterioare care au fost amplasate în zone depresionare sau pe versanţi cu înclinări mai mici de 15º, urmărindu-se utilizarea terenurilor degradate sau mai puţin productive,[5].

Numai atunci când situaţia a impus-o, au fost afectate terenuri cu un potenţial agricol ridicat, cum sunt cele situate în lunca Olteţului (halda Jigăi), sau parţial în lunca Tărâiei (pentru haldele exterioare Panga Sud şi Panga Nord ) care sunt amplasată pe terenuri orizontale sau foarte puţin înclinate. Distanţa mare de transport a rocilor de peste 7 km, cum este cazul haldei exterioare a carierei Olteţ, unde pentru excavarea, transportul şi haldarea sterilului se realizează un concum specific de energie electrică de peste 4,5 kW/m3, şi necesitatea ocupării suplimentare a unor mari suprafeţe de teren, conduc la concluzia că acestea sunt neeconomice, dar absolut necesare până la asigurarea condiţiilor de trecere la haldarea în interiorul carierei.

Haldele interioare sunt cele mai economice, datorită unor circuite scurte de transport steril şi a utilizării unor terenuri deja afectate de activitatea de extracţie din carieră. Ele asigură productivitatea maximă şi sunt cele mai simple din punct de vedere organizatoric.

Figura 1 Amplasarea haldelor de steril din bazinul minier Berbeşti ───────────── * Dr.ing.UMC Berbeşti 24

Revista Minelor nr. 1 / 2014

Haldarea trebuie să asigure o serie de cerinţe necesare unei activităţi eficiente şi anume: depozitarea întregului volum de steril excavat, securitatea deplină a lucrului pentru personal, utilaje şi obiectivele limitrofe, costuri reduse, productivitate ridicată, etc.[6] 3. Amplasarea haldelor de steril Fiecare carieră din bazinul minier a utilizat una sau mai multe halde exterioare de la deschidere şi până la crearea posibilităţilor de haldare în interiorul acestora. Amplasarea haldelor de steril din bazinul minier Berbeşti este prezentată în fig. 1. În cele ce urmează se va face o succintă prezentare a haldelor, de la vest la est, evidenţiind în special suprafeţele ce prezintă importanţă din punct de vedere al redării în circuitul economic, volumul înmagazinat de acestea şi elementele geometrice .

Halda exterioară Valea Roşioara este situată în imediata apropiere a carierei Ruget, în partea nordică a acesteia într-o zonă de vale, a cărui nume îl poartă. Halda exterioară este construită în cinci trepte cu înălţimi maximale de 15 m, înfrăţite cu terenul natural pe versantul drept al văii, la cota finală de + 470m, înălţimea acesteia scăzând la 40 m în zona taluzului final estic situat la mijlocul văii. În general, elementele geometrice proiectate au fost respectate, având pante ale taluzurilor de (1:2), echivalente cu un unghi de taluz α=26º şi o lăţime a bermelor de minim 90 m, iar treapta înaintaşă are de asemenea înălţimea de 15m. Volumul depus în această haldă este de 82 milioane m³, iar suprafaţa de teren ocupată şi neredată în circuitul economic productiv este de 217 ha.

Halda interioară Ruget este situată în imediata apropiere a carierei, fiind la ora actuală efectiv sprijinită în taluzul final al carierei, aşa cum se poate observa în fig. 2. Datorită înălţimii mari a treptei înaintaşe de haldă de peste 35 m, rocile curg plastic [2]. Capacitatea de înmagazinare a haldei interioare Ruget este de peste 30 milioane m³, iar continuarea lucrărilor de haldare în interior este posibilă fie prin exploatarea în perimetru

Figura 2. Depunerea sterilului în halda interioară a Carierei Ruget cu sprijinire în taluzul final ISSN-L 1220 – 2053 / ISSN 2247 -8590 Editura Universitas, Petroşani, Romania

Bustuchin, fie în perimetrul extins Olteţ nord.

Suprafaţa de teren luată în calcul pentru redare în circuitul economic a haldei interioare Ruget este de 56 hectare.

Halda exterioară a carierei Olteţ (halda Jigăi) este situată la o distanţă de 7 km. sud–est de carieră, în zona de confluenţă a râului Olteţ cu pârâul Tărâia Alegerea locaţiei la o distanţă atât de mare, a fost condiţionată de faptul că în apropierea carierei există o mare densitate de construcţii, iar exproprierea acestora ar fi produs un impact mult prea puternic asupra comunităţii locale. Fiind cea mai mare distanţă de transport a sterilului din cadrul Sucursalei Divizia Minieră, la care se adaugă ponderea mare a sterilului depus în halda exterioară faţă de halda interioară, consumul specific de energie electrică depăşeşte 4,5 kW/m³ steril excavat, încărcat, transportat şi depozitat în halda exterioară, reprezentând marele dezavataj cu implicaţii directe în preţul de producţie.

Din punct de vedere morfologic, halda este situată pe un platou relativ plan (zonă de şes), constituit din depozite aluviale ce fac parte din terasa inferioară a râului Olteţ Volumul de steril depus în halda exterioară este de 101 milioane m³ pe o suprafaţă de 248 hectare, iar la finalizarea haldării volumul total înmagazinat va fi de 140 milioane m³ , ocupând o suprafaţă totală de 303,5 hectare.

Halda interioară Olteţ este situată în partea nordică a carierei Olteţ, avand forma şi dimensiunile vetrei carierei. Din punct de vedere tectonic se prezintă sub forma unui sistem de trepte cu direcţia E-W şi înclinare N-S, cuprinsă între 4º5º,deşi este constituită din una, maxim două trepte, fig.3.

Volumul de steril depus în halda interioară la data de 01 01 2012 este de 47,5 milioane m³ pe o suprafaţă de 198 hectare, iar la epuizarea exploatării cărbunelui din perimetrul de licenţă volumul total înmagazinat va fi de 210 milioane m³ , ocupând o suprafaţă totală de 490,5 ha.

Halda exterioară Berbeşti este situată în partea de vest, nord-vest a carierei Berbeşti şi este geografic amplasată pe raza localităţilor Berbeşti şi Alunu. Fundamentul acesteia este constituit din roci slab coezive dispuse într-un versant ce înclină estvest cu 6-8º, peste care s-a depus sterilul provenit de la excavatoarele E-02 şi E-01 amplasate pe treptele I şi II ale carierei. Suprafaţa haldei exterioare este de 127 hectare şi înmagazinează un volum de 64,3 milioane m³, iar la finalizarea depunerii, suprafaţa acesteia va fi de 139 hectare, cu un volum total de steril depozitat de 68,5 milioane m³.

Halda interioară Berbeşti este situată în partea nordică a carierei Berbeşti, având o amprentă 25

în plan orizontal identică excavaţiilor realizate de excavatorul situat pe vatra carierei. Are un fundament stabil constituit din argile cenuşii cu incluziuni cărbunoase, cu o pantă generală de 4-5 º de la nord către sud. Suprafaţa ocupată este de 129 hectatre, iar volumul depus este de 46 milioane m³.

La epuizarea rezervei, suprafaţa totală a haldei interioare va fi de 188 hectare cu un volum total de steril depozitat de 76.8 milioane m³.

Haldele exterioare de la cariera Panga, în număr de trei, au fost utilizate succesiv în ordinea prezentării, de la deschidere şi până la realizarea unui spaţiu suficient în halda interioară, pentru înmagazinarea în totalitate a volumului de steril rămas de excavat până la epuizarea rezervei de

cărbune. Aceste condiţii au fost create în anul 2009, an în care a fost adus în halda interioară instalaţia de haldat A-01 şi circuitul de transport aferent acestuia. Halda exterioară Panga Sud, în suprafaţă de 46 hectare cu un volum de steril înmagazinat de 18 milioane m³ şi halda exterioară nord, cu o suprafaţă de 92 hectare, care înmagazinează un volum de 52 milioane m³, au o trăsătură comună din punct de vedere al naturii terenului de bază, fiind amplasate pe versanţii situaţi pe partea stângă ai pârâului Tărâia, în aval, respectiv amonte de carieră. Amândouă haldele au fost redate în circuitul economic şi predate comunităţilor locale, fig. 4.

Figura 3. Halda interioară Olteţ

Figura 4. Cultură de grâu pe terenurile amenajate de la halda Panga Sud

Figura 5. Culturi agricole de grâu, porumb şi lucernă pe taluzul vestic al haldei interioare Panga 26

Revista Minelor nr. 1 / 2014

Halda exterioară Valea Muncelului este situată în partea nord-estică a carierei Panga, amplasată teritorial pe raza localităţilor Mateeşti şi Berbeşti.

Suprafaţa de teren ocupată este de 95 de hectare, iar volumul de steril de 44,2 milioane m³ depus într-o vale relativ întinsă situată între doi versanţi ce se apropie înspre sud, a facilitat construcţia unui depozit stabil.Odată cu finalizarea depunerii sterilului, în anul 2009, au început lucrarile de amenajare în vederea reutilizării silvice.

Halda interioară Panga este amplasată în stânga pârâului Tărâia şi este mărginită în partea sudică de taluzul final al carierei, iar la nord de aflorimentul stratului I de cărbune. La ora actuală, cele 53,5

milioane m³ steril ocupă o suprafaţă 99,5 hectare, urmând ca la finalizarea activităţii, suprafaţa de teren ocupată să ajungă la 171 hectare, iar volumul de steril depus, la 95,5 milioane m³. Încă din faza de construcţie a haldei, după eliberarea de sarcini tehnologice a terenului situat pe taluzul final vestic, a fost retaluzat şi amenajat în vederea redării în circuitul agricol, fiind predat comunităţii locale, fig.5. În tabelul 1 este prezentată situaţia suprafeţelor ocupate şi a volumelor de steril înmagazinate de fiecare haldă în prezent şi la finalizarea lucrărilor de haldare.

Tabel 1. Situaţia la zi a haldelor de steril din bazin şi la finalizarea lucrărilor de haldare Cariera

Denumire haldă

Halda interioară Halda exterioară Halda interioară Berbeşti Halda exterioară Halda interioară Halda Panga Nord Panga Halda Panga Sud HaldaValea Muncel Halda interioară Ruget Halda exterioară Total bazin Berbeşti Olteţ

Suprafaţa ocupată [ha ] La zi La final 198 490,5 248 303,5 129 188 127 139 99,5 171 92 92 46 46 95 95 15 56 240,5 240,5 1290 1821.5

Volumele de steril înmagazinate în halde de ordinul zecilor de milioane de metri cubi, sau peste 100 milioane m³ în cazul haldei exterioare Olteţ, au impus construirea unor depozite de steril cu înălţime mare cuprinsă între 30 şi 75m, cu indicele de clasificare (2.2.2.), formate din două sau mai multe trepte cu înălţimea cuprinsă între 10 şi15 m fiecare,

Volumul haldei [mil.m³] La zi La final 47.5 210 101 140 21.1 76,8 64,3 68,5 53.5 95,5 52.0 52.0 18.0 18.0 44.3 44.3 29,9 50 82 82 513.6 837.1

Stadiul actual al haldei În construcţie În construcţie În construcţie În construcţie În construcţie Redată Redată Redată parţial În construcţie Redată parţial

corespunzătoare unui indice (2.1.2.) de clasificare a haldelor, [8], prezentată în tabelul 2. În ceea ce priveşte relieful suprafeţelor pe care au fost construite haldele exterioare, acestea au fost amplasate pe versanţi cu înclinări mai mici de 20º (2.3.2.), cu excepţia haldei Jigăi, care este amplasată pe teren orizontal sau foarte puţin înclinat (2.3.1.).

Tabel 2 Clasificarea haldelor de steril după geometria acestora Indice Grupe de clasificare Criterii de clasificare Caracterizare 3 4 1 2 2.1.1. Halde cu o singură treaptă 2.1.Numărul de trepte 2.1.2. Halde cu mai multe trepte 2.2.1. Halde cu înălţime mică(<30m) 2.2. Înălţimea haldei 2.2.2. Halde cu înălţimemare(30÷100m) După geometria haldei 2.2.3. Halde cu înălţime foarte mare(>100m) 2.3.1. Halde pe terenuri orizontale 0 2.3.Relieful suprafeţei 2.3.2. Halde pe terenuri înclinate (<20 ) 2.3.3. Halde pe terenuri înclinate (>200)

ISSN-L 1220 – 2053 / ISSN 2247 -8590 Editura Universitas, Petroşani, Romania

27

4. Starea tehnică a haldelor Din observaţiile pe teren şi analizele efectuate la fiecare haldă de steril în parte, se desprind câteva concluzii cu caracter general, iar altele cu caracter particular sunt abordate individual. În bazinul minier Berbeşti a existat o preocupare continuă de redare în circuitul economic a terenurilor eliberate de sarcini tehnologice ce au fost utilizate la haldarea sterilului. La ora actuală, haldele exterioare Panga sud, Panga Nord, Valea Muncelului, au fost redate în totalitate în circuitul silvic sau agricol şi predate comunităţilor locale sau

Romsilva. Deasemenea, şi la haldele: interioară Panga, exterioară Berbeşti, exterioară Olteţ şi exterioară Ruget, pe suprafeţe restrânse, au fost executate lucrări de redare în circuitul economic, altele fiind în curs de execuţie. Lucrările de redare în circuitul economic productiv executate pe aceste suprafeţe de teren, în general au atins scopul pentru care au fost executate, cu excepţia unor suprafeţe de mici dimensiuni, unde, ulterior au avut loc alunecări de teren ce au afectat drumul de acces de la Panga sud, sau casele de la baza haldei Panga nord, figura 6.

Figura 6 Alunecare pe terenul de bază al haldei Panga nord Haldele neeliberate de sarcini tehnologice au elementele geometrice înscrise în limitele admise la proiectarea construcţiei, existând o tendinţă de menţinere a unghiului de taluz al treptelor individuale la limita maxim admisă, iar pe lungimi mici de treaptă există berme definitive subdimensionate. În marea lor majoritate, treptele superioare au o nivelare precară sau inexistentă, ce permite infiltrarea apelor pluviale în corpul lor. La toate haldele există manifestări ale fenomenelor geominiere negative, cum ar fi: tasări anormale locale, umflări, refulări ale taluzurilor sau ale terenului de bază, alunecări superficiale sau ravinări şi eroziuni. Prezenţa acumulărilor de apă în halde este constatată pe suprafeţe rerstrânse la halda interioară Panga, şi exterioară Ruget. Dimensiunile mici ale zonelor în care se manifestă sporadic aceste fenomene, fac să nu fie afectată stabilitatea de ansamblu a sistemului de trepte al haldelor de steril. Şi la halda interioară a carierei Olteţ a avut loc în anul 2005 o alunecare de mari dimensiuni a sistemului de trepte pe terenul de bază [9], ce s-a

Fs1 =

extins pe o suprafaţă de 60 hectare, iar acumulatul de material s-a sprijinit pe taluzul treptei de excavare de pe vatra carierei.

După producerea alunecării şi restabilirea echilibrului în noile condiţii, odată cu excavarea blocului de pe vatra carirei împreună cu o patre din sterilul ce se sprijinea de acesta, a fost reconstruită prima treaptă în condiţii de stabilitate, obligând astfel constructorul la prudenţă sporită, dar şi la adoptarea unor măsuri suplimentare de creştere a rezervei de stabilitate.

Analizând cauzele ce au condus la pierderea stabilităţii sistemului de trepte, am determinat factorul de stabilitate în ipoteza producerii alunecării pe o suprafaţă poligonală, în baza teoriei împingerii active şi a rezistenţei pasive [4,8].

Factorul de stabilitate Fs1 a fost calculat în condiţiile existente la data producerii alunecării, în care rocile au fost depuse direct pe o vatră construită prin excavarea cu cupe inverse, ce înclina cu un unghi β =4º spre exteriorul haldei, cu formula:

γ a ⋅ h12 ⋅ λ p ⋅ cos β + 4 ⋅ c ⋅ h1 ⋅ λ p ⋅ cos β + γ a ⋅ (h22 − h12 )ctgα ⋅ cos β ⋅ tgϕ c γ a ⋅ h22 ⋅ λ a ⋅ cos β − 4 ⋅ c ⋅ h2 ⋅ λ a ⋅ cos β + γ a ⋅ (h22 − h12 )ctgα ⋅ sin β

(h2 − h1 )ctgα cos β + 2 γ a ⋅ h2 ⋅ λa ⋅ cos β − 4 ⋅ c ⋅ h2 ⋅ λa ⋅ cos β + γ a ⋅ (h22 − h12 )ctgα ⋅ sin β 2 ⋅ cc ⋅

28

+ (1)

Revista Minelor nr. 1 / 2014

în care am notat cu: α –unghiul de taluz al treptei individuale de haldă h1- înălţimea treptei înaintaşe de haldă h2- înălţimea totală a sistemului de două trepte de haldă γa-greutatea volumetrică a rocilor haldate φ-unghiul de frecare interioară a rocilor haldate φc- unghiul de frecare interioară pe suprafaţa de contact c- coeziunea rocilor haldate cc-coeziunea rocilor pe suprafaţa de contact cu vatra λa=tg2(45- φ /2) coeficientul împingerii active λp = tg2(45+ φ /2) coeficientul rezistenţei pasive

Fs1 =

(26 −11)·ctg25º cos4º 19,2·676 ·0,52·cos4 º−4·24·26 0.52·cos4 º+19,2·(676−121)ctg25º·sin4 º

19,2·121·1,89cos4 º+4·24·11· 1,89·cos4 º+19,2·(676−121)ctg25º·cos4 º·tg23º+2·33

Fs1= 2.60, factor de stabilitate ce se situează sub limita minimă indicată de acerastă teorie.

Se menţionează faptul că factorul de stabilitate Fs>3, este o condiţie necesară pentru a asigura stabilitatea sistemului de trepte atunci când analizele de stabilitate sunt efectuate în baza acestei teorii.

Realizarea excavaţiei pe vatra carierei cu o uşoară înclinare înspre haldă (β1=0,5º), aşa cum se poate observa din fig. 7, perfect posibilă cu cupe neinversate datorită lipsei unui strat acvifer important în culcuşul stratului I de cărbune ce ar

Fs 2 =

γ a ⋅ h22 ⋅ λ a ⋅ cos β − 4 ⋅ c ⋅ h2 ⋅ λ a cos β (h2 − h1 )ctgα cos β 1

(2)

genera pericolul fragmentării ecranului protector şi inundarea carierei, contribuie la creşterea factorului de stabilitate a sistemului de trepte al haldei interioare. Pentru aceleaşi condiţii de umiditate, coeziune şi unghi de frecare interioară a rocilor haldate, respectiv, aceleaşi elemente geometrice ale treptelor de haldă, se constată o creştere a factorului de stabilitate de la Fs1=2,60, la Fs2=3,18 [2].

Factorul de stabilitate Fs2 a fost calculat pentru condiţiile susamintite, cu relaţia:

γ a ⋅ h12 ⋅ λ p ⋅ cos β 1 + 4 ⋅ c ⋅ h1 ⋅ λ p cos β 1 + γ a ⋅ (h22 − h12 )(⋅ cos β 1 ⋅ tgϕ c + sin β1 )ctgα 2 ⋅ cc ⋅

+

(α=25 º ) ; ( h1=11 m ) ; ( h2=26 m ) ; ( γ a =19,2 kN/m3 ); ( φ=18 º ); (φc=23 º); (c=24 kN/ m2); (cc=33 kN/m2); ( λa=0,52 ) ; ( λp =1,89);

+ (3)

γ a ⋅ h22 ⋅ λ a ⋅ cos β1 − 4 ⋅ c ⋅ h2 ⋅ λ a ⋅ cos β 1

Figura 7. Amenajarea vetrei carierei din faza de excavare a pentru a asigura rezerva de stabilitate a haldei

ISSN-L 1220 – 2053 / ISSN 2247 -8590 Editura Universitas, Petroşani, Romania

29

5. Terenuri degradate în diferite scopuri şi caracterizarea acestora.

Exploatarea zăcămintelor stratiforme de lignit, îndeosebi în exploatările miniere la zi, implică ocuparea unor suprafeţe însemnate cantitativ, dar şi calitativ, de terenuri care iniţial satisfăceau interesele comunităţilor locale. La sfârşitul anului 1989, când a fost realizată producţia maximă de peste 6 milioane tone, Întreprinderea Minieră Horezu care cuprindea toate minele şi carierele de la Gilort şi până la Bistriţa avea o suprafaţă totală ocupată de 1814 hectare teren.

Continuarea exploatării cărbunelui în acest bazin, dar şi punerea în funcţiune a unor noi capacităţi de producţie, a necesitat achiziţionarea suplimentară a altor suprafeţe de teren, astfel încât în anul 1997 s-a înregistrat suprafaţa maximă ocupată de 2209 hectare, din care 1695 hectare teren agricol, respectiv 77% şi 514 hectare teren silvic, cu o pondere de 23%, conform figurii 8.

Figure 8. Ponderea terenurilor ocupate în 1997 După anul 1997, au intrat în conservare şi apoi au fost închise pe rând minele de la Cuceşti, Armăşeşti, Cerna, Berbeşti, Alunu, Copăceni şi Albeni, microcarierele de la Oteşani, Cernişoara, Cerna, Valea Mare, Panga şi Seciuri.

Aceste mine şi microcariere închise în bazinul minier Berbeşti au completat lista celor 52 obiective miniere ale Societăţii Naţionale a Lignitului Oltenia, respectiv 550, la nivel naţional, care au fost închise în perioada1998-2008 prin 10 hotărâri succesive de Guvern [1].

Influenţa prin subsidenţa la suprafaţă a lucrărilor subterane de deschidere, pregătire şi exploatare a fost neînsemnată datorită adâncimii mari la care a avut loc exploatarea şi a grosimii mici a stratelor de cărbune, iar prin afânarea rocilor din acoperişul direct s-a realizat umplerea spaţiului exploatat. Astfel, nu a fost necesară interveniţia cu utilajele pentru nivelare, ce ar fi putut avea un efect mai mult distructiv ca urmare a degradării solului vegetal ori al culturilor, plantaţiilor sau pădurilor existente.

30

Terenurile ocupate de microcarierele din bazin au fost supuse unor amenajări precare, iar după însămînţarea cu fâneaţă cultivată şi fertilizarea anorganică, au fost predate comunităţilor locale.

Asupra taluzurilor finale nu s-a intervenit major, astfel că la mai bine de 15 ani de la executarea lucrărilor de redare, aceste suprafeţe au revegetat parţial, iar în prezent are loc o retaluzare naturală ca urmare a factorilor de mediu.

O situaţie aparte o constituie terenurile ocupate de la cariera Bustuchin în suprafaţă de 48 ha. Aflată în plină dezvoltare în anul 1997, cu un excavator tip EsRc-1400 şi o instalaţie de haldat puse în funcţiune, iar alt excavator din aceeaşi gamă aproape finalizat în platforma de montaj, datorită imposibilităţii achiziţiei de terenuri necesare continuării activităţii de extracţie la acea dată, a intrat în conservare. Asupra acestor terenuri nu s-a intervenit pentru redare, cariera Bustuchin constituind o alternativă de continuitate a activităţii în extremitatea vestică a bazinului, dată fiind iminenţa închiderii carierei Ruget.

Pe măsură ce au fost eliberate de sarcini tehnologice, haldele exterioare şi o mică parte din haldele interioare au fost şi ele amenajate şi redate în circuitul economic. În afara terenurilor ocupate pentru procesul de haldare, o importantă suprafaţă de teren rămâne în continuare ocupată de liniile tehnlogice de excavare şi transport. Desfăşurarea intrinsecă a activităţii de exploatare în bazinul minier Berbeşti, la o producţie de 2,2 milioane t/an, în condiţiile unei productivităţi a stratelor de 8-10 t/m², conduce la ocuparea anuală suplimentară a unei suprafeţe de minim 30 ha/an, la care trebuie adăugată şi suprafaţa necesară extinderii haldei exterioare a carierei Olteţ Şi amplasarea incintelor principale, drumurilor de acces şi a depozitelor de cărbune şi materiale, unde transportul se realizează preponderent pe calea ferată, a necesitat scoaterea din circuitul agricol a unor terenuri cu un bun potenţial productiv. Nu în ultimul rând trebuie subliniat faptul că montarea circuitelor de transport masă minieră, reţelelor de alimentare cu energie electrică, platforme de montaj, staţii de alimentare cu combustibili, bazine de ape şi altele, contribuie cu o pondere importantă la totalul suprafeţelor de teren ce sunt scoase din circuitul agricol sau silvic, pentru o durată mai lungă de timp.

Situaţia la zi a terenurilor ocupate şi degradate de activitatea minieră, precum şi scopul în care sunt utilizate este prezentată în tabelul 3 [3].

Până la finalizarea lucrărilor miniere din bazinul minier Berbeşti, vor mai fi afectate încă 809 hectare de teren ale cărui categorii de folosinţă şi ponderea acestora în categoria de folosinţă a zonei sunt prezentate în tabelul 4.

Revista Minelor nr. 1 / 2014

Este de evidenţiat faptul că atât ca extindere, cât şi potenţial agricol productiv, cariera Olteţ produce impactul antropic maxim asupra mediului.

Acest lucru se datorează atât a dimensiunilor carierei, cât şi plasării haldei exterioare într-o zonă de luncă situată la confluenţa râurilor Oltel cu

Tărâia ce modifică relieful conferindu-i un aspect preiorativ. În tabelul 5 este prezentată situaţia terenurilor ocupate în prezent de cariera Olteţ, scopurile pentru care sunt utilizate şi categoriile iniţiale de folosinţă ale acestora.

Tabel 3. Prezentarea suprafeţelor de teren degradate de activitatea minieră şi prevăzute a fi afectate conform licenţei de exploatare Suprafeţe de teren degradate [ha] Suprafaţă din Denumire Din care Total zi Perimetrul de cariră [ha] Excavaţii Excavaţii Licenţa [ha] în carieră în carieră Olteţ 548 62 Olteţ 548 62 Olteţ Berbeşti 351 62 Berbeşti 351 62 Berbeşti Panga 385.5 48 Panga 385.5 48 Panga Ruget 404 112.5 Ruget 404 112.5 Ruget Bustuchin 48 Bustuchin 48 Bustuchin 1736.5 284.5 1736.5 284.5 Total Total Total *- În aşteptarea soluţiei finale Tabel 4. Categoriile de folosinţă ale terenului ce urmează a fi afectat Categoria Suprafaţa Ponderea în categoria de folosinţă [ha] de folosinţă a zonei [%] Arabil 278,23 8,06 Livezi 10,19 1,64 Vii 1,46 4,8 Fâneţe 67,02 5,39 Forestier 123,13 1,81 Curţi, construcţii 24,04 5,14 Ape 0,19 0,12 Drumuri 9,91 3,58 Neproductiv 23,87 2,67 Total suprafaţă 809 Tabel 5. Prezentarea categoriilor iniţiale de folosinţăale terenurilor şi scopul utilizării acestora Cariera Total Categoria de folosinţă iniţială a terenurilor [ha] Olteţ Arabil Livezi Păşuni Curţi cl. Neprod Păduri suprafaţă [ha] Haldă exterioară 245 245 Haldă interioară 36,1 4,8 134,7 2,2 15.4 4,8 198 Carieră 12,2 2,6 33,7 1,8 9,5 2,2 62 Depozit 4,4 0,6 5 Flux haldă 13,8 1 0,2 15 Construcţii,incinte,etc 13,7 1,5 6 ,4 0,4 2,6 1,4 26 Total suprafaţă 324,2 10,5 174,8 4,4 27,5 8,6 548 Concluzii • Dezvoltarea puternică a mineritului înregistrată în ultimii 30 de ani a necesităt ocuparea a peste 2200 ha teren ce au servit înainte de ocupare obţinerii de produse agricole sau silvice; • Restrângerea activităţii miniere începută în anul 1997 a lăsat libere de sarcini tehnologice întinse suprafeţe de teren care împreună cu suprafeţele haldelor exterioare disponibilizate, au putut fi redate în circuitul economoic productiv;

ISSN-L 1220 – 2053 / ISSN 2247 -8590 Editura Universitas, Petroşani, Romania

• Alunecările de teren de la haldele carierelor Olteţ şi Panga, chiar şi la mulţi ani după finalizarea lucrărilor de redare în circuitul economic, ca urmare a unor factori antropogeni, au atras atenţia asupra riscului producerii unor însemnate pagube materiale, concretizată prin adoptarea unor măsuri suplimentare de creştere a rezervei de stabilitate; • Ca urmare a faptului că media de 1975 m² teren arabil /locuitor al zonei afectate este cu mult mai mică decât media naţională de 4500 m² şi ţinând 31

cont de solicitarea prioritară a comunităţilor locale de reutilizare agricolă a terenurilor degradate de activitatea minieră, preocupările specialiştilor s-au materializat prin atingerea acestui obiectiv atât pe terenurile cvaziorizontale, cât şi pe terenurile înclinate rezultate din retaluzarea trepti I a haldei interioare de la cariera Panga; • Terenurile disponibilizate a căror înclinare nu permite realizarea mecanizată a lucrărilor

agricole şi care sunt predispuse eroziunilor sau alunecărilor au fost reutilizate silvic, până în prezent fiind plantată cu succes numai specia salcâm; Reducerea sau epuizarea rezervelor de cărbune în mai multe câmpuri miniere din bazin impune intensificarea lucrărilor de redare în circuitul economic productiv..

Bibliografie

5. Fodor, D. Exploatarea zăcămintelor de minerale şi roci utile prin lucrări miniere la zi, vol I şi vol II, Ed.Tehnică, 1995;

1. Copăescu, S.Răduca,V.Dăogaru, M. Procesul de reconstrucţie ecologică în siturile afectate de activităţile miniere în România, Revista Minelor, nr.2/2009; 2. Dican, N. Analiza stabilităţii haldelor din Bazinul Minier Berbeşti, Raport de Cercetare Ştiinţifică nr.2, Universitatea din Petroşani, 2011;

6. Fodor, D. Balastiere şi cariere, Editura Agir-Editura Corvin Deva, 2011; 7. Fodor, D., Dican, N. Exploatarea zăcămintelor de cărbuni din bazinul minier Berbeşti prin lucrări miniere la zi, Revista Minelor, nr.2/2013;

3. Dican, N Redarea în circuitul economic a ahldelor şi terenurilor afectate de exploatarea la zi Raport de Cercetare Ştiinţifică nr.3, Universitatea din Petroşani, 2011;

8. Rotunjanu, I. Stabilitatea versanţilor şi taluzurilor, Editura Infomin, 2005;

4. Florea, M. Alunecări de teren şi taluze, Editura Tehnică,1979;

9. ICSITPML Craiova Studiu geotehnic privind alunecarea haldei interioareCariera Olteţ.

32

Revista Minelor nr. 1 / 2014

ADAPTAREA COMBINEI DE ABATAJ 2K-52MU LA TRANSPORTORUL CU RACLETE TR-5 Iosif DUMITRESCU*, Daniel BALEIA**, Alin DREGHICI**, Dacian ZAMFIR***, Florin George GAIŢĂ***, Laurean NĂDĂŞAN****, Vilhelm ITU* Rezumat: Necesitatea mecanizării exploatării cărbunelui în minele din Vale Jiului, în condiţiile crizei economice actuale, a impus adaptarea utilajelor existente la noile condiţii de retehnologizare a unor abataje. Astfel, în cadrul programului de retehnologizare a unui abataj frontal din cadrul E. M. Lonea s-a impus adaptarea combinei de abataj 2K-52MU la transportorul cu raclete TR-5.

Problema principală de adaptare a celor două utilaje a constat în proiectarea şi realizarea unor sisteme de prindere a capetelor lanţului mecanismului de avans al combinei de staţiile de acţionare şi de întoarcere ale transportorului cu raclete TR-5. În rezolvarea acestei probleme s-a urmărit ca toate elementele sistemelor de prindere a capetelor lanţului combinei să reziste la forţa maximă de tractare a combinei de 250 kN, iar această solicitare să nu fie transmisă construcţiei metalice a staţiilor şi să fie preluată de stâlpul hidraulic de ancorare a staţiei transportorului.

Cuvinte cheie: adaptare, combină de abataj, transportor cu raclete 1. Introducere Pentru adaptarea utilajelor existente în vederea retehnologizării abatajelor este necesară o cunoaştere bună a construcţiei şi a caracteristicilor tehnice ale utilajelor ce sunt folosite şi modul de corelare a acestora cu metoda minieră de exploatare, cu condiţiile geologo-miniere specifice stratului exploatat şi cu respectarea normelor de securitate şi sănătate în muncă.

Prin implementarea unui program de retehnologizare a unui abataj frontal din cadrul E. M. Lonea în perioada trimestrului IV/2013, s-a trecut de la metoda clasică de exploatare cu o productivitate de 6,8 tone/post la metoda de exploatare cu abataj frontal cu susţinere individuală şi tăiere cu combina ce va avea o productivitate estimată de 12 tone/post. Pentru aceasta a fost necesară întocmirea unei documentaţii tehnice privind adaptarea sistemului de legare a combinei de abataj 2K-52 MU de staţiile transportorului tip TR-5.

Pentru a vedea modul de corelare a utilajelor sa făcut o analiză a metodei cadru de exploatare a abatajelor frontale prin tăierea cărbunelui cu combina de abataj. În figura 1 sunt prezentate fazele de lucru pentru un abataj cu înălţimea maximă de 3,2 m şi tăierea cu combină pe înălţimea de 1,8 m,

astfel: I – combina în nişă; II – tăierea primei fâşii; III – realizarea manuală a locaşului pentru montarea grinzii articulate; IV – avansarea combinei în nişă şi montarea celui de al patrulea stâlp; V – tăierea celei de a doua fâşiei; VI – curăţarea manuală a frontului şi avansarea combinei în nişă; VII – mutarea stâlpului din spate sub prima grindă; VIII – riparea stâlpului şi grinzii din spate.

* Conf.dr.ing, Universitatea din Petrosani ** Ing. C.E.H. Divizia Minieră *** Ing. E.M. Lonea **** Ing. E.M. Livezeni

Fig. 1. Metoda de exploatare a abatajului frontal cu

ISSN-L 1220 – 2053 / ISSN 2247 -8590 Editura Universitas, Petroşani, Romania

susţinere individuală şi tăiere cu combina

33

Din cele de mai sus a rezultat că trebuie făcută o analiză de eficienţă economică privind corelarea înălţimii abatajului cu înălţimea de tăiere a combinei, cu condiţiile geologo-miniere şi cu normele de securitate şi siguranţă în muncă. La această analiză trebuie luat în calcul preţul combinei de abataj, care a fost recuperată de la casare, fier vechi – 2 500 Euro, reabilitată şi pusă în funcţiune cu maxim 5 000 Euro.

Caracteristicile tehnice ale combinei de abataj 2K-52MU nu au fost corelate cu ale transportorului cu raclete TR-5, mai ales că acesta nu a fost conceput pentru abataj, şi au fost proiectate şi realizate de firme diferite din ţări diferite. Dar cele două utilaje sunt compatibile, cel puţin din următoarele puncte de vedere: - mai mult de jumătate din capacitatea teoretică de tăiere a combinei, care nu este atinsă în practică datorită corelării vitezei de avans cu condiţiile geologo-miniere, poate fi suportată de către transportorul cu raclete; - dimensional, combina poate fi montată pe transportor prin adoptarea de modificări corespunzătoare, adaptarea staţiilor de TR-5 la jgheaburi de TR-6 cu folosirea lateralelor de TR-7A şi modificarea păpucilor combinei, fără a diminua caracteristicile de rezistenţă ale acestora; - construcţia robustă a transportorului suportă masa de circa 12 … 14 tone a combinei; - construcţia transportorului cu raclete permite încărcarea în bune condiţii a cărbunelui de către tamburii melcaţi.

Principala necorelare dintre cele două utilaje constă în faptul că staţiile de acţionare şi de întoarcere ale transportorului cu raclete TR-5 nu sunt prevăzute cu plăci/urechi de prindere a dispozitivului de legare a capătului lanţului de tracţiune a combinei.

2. Sistemul de legare la staţia de acţionare În figura 2 este prezentată soluţia constructivă de amplasare a sistemului de legare a capătului lanţului calibrat cu zale 26x92 al mecanismului de avans al combinei 2K-52MU, reper 2, la construcţia metalică a staţiei de acţionare, reper 1.

34

Fig. 2. Modul de amplasare al sistemului de legare pe staţia de acţionare [3] Soluţia constructivă a sistemului de legare este prezentat în figura 3, care se compune din: 1 – ureche fixată pe staţie; 2 – placă laterală de legătură; 3 – placă laterală de blocare; 4 – bolţ de blocare Ф50; 5 – bolţ de blocare Ф60; 6 – bolţ articulaţie Ф60; 7 – ureche dispozitiv; 8 – tijă de tractare; 9 – inel de uzură; 10 – suport inel de uzură; 11 – bridă fixare lanţ; 12 – ştift de centrare; 13 – lanţ calibrat cu zale 26x92; 14 – şurub M20x100; 15 – şurub M10 pentru ungere; 16 – inel distanţier; 17 – piuliţă M42 joasă; 18 – piuliţă M42; 19 – şurub M24x100.

Fig. 3. Soluţia constructivă a sistemului de legare a capătului lanţului pe staţia de acţionare TR-5 [3] Sistemului de legare a capătului lanţului pe staţia de acţionare TR-5 prezintă următoarele îmbunătăţirii constructive: - urechea care se fixează pe staţie, în locul urechii de ridicare, se sprijină pe rama staţiei prin două tălpi distanţate şi are propriul suport pentru stâlpul hidraulic SVJ de ancorare a staţiei, ceea ce

Revista Minelor nr. 1 / 2014

îmbunătăţeşte stabilitatea urechii şi modul de transmitere a forţelor la staţie; - prin suprapunerea suporturilor pentru stâlp se evită greşirea amplasării stâlpului de ancorare şi permite interschimbabilitatea staţiei de acţionare; - prin poziţionarea paralelă a plăcii laterale de legătură, reper 2 (fig. 3), şi fixarea rigidă pe ureche prin cele trei bolţuri Ф50, reper 4, şi Ф60, reper 5, s-a realizat o deplasare spre exterior a axei lanţului cu 120 mm ceea ce a îmbunătăţit deplasarea combinei pe transportor în zona staţiei de acţionare; - s-a micşorat distanţa între aripile urechii dispozitivului, reper 7, prin sudarea la interior a două plăci de adaus cu grosimea de 20 mm, care a îmbunătăţit modul de solicitare a bolţului articulaţiei, reper 6; - a fost înlocuit rulmentul axial cu bile 51112 cu un inel de uzură din fontă sau bronz, reper 9, cu rolul de a prelua răsucirile din lanţ, şi a fost prevăzut un şurub, reper 15, pentru ungerea suprafeţei de contact dintre inelul de uzură şi suportul inel, reper 10; - au fost prevăzute ştifturi transversale, reper 12, pentru centrarea celor două bride în vederea îmbunătăţirii modului de transmitere a forţei de tractare între tija de tractare, reper 8, şi zala lanţului, reper 13; - s-au folosit doar table cu grosimea de 20 mm şi 60 mm, care se găseau pe stoc la E.M. Lonea.

unde s-au notat: 1 - peretele staţiei de acţionare; 2 – ureche fixată pe staţie; 3 - ureche dispozitiv; 4 – bolţ articulaţie Ф60x270; 5 - inel distanţier; 6 – inel de uzură; 7 – suport inel de uzură; 8 - tijă de tractare Ф57x200; 9 - bridă; 10 - şurub M20x100; 11 – ştift de centrare Ф20x45; 12 - şurub M24x100; 13 – placă laterală de legătură; 14 – bolţ de blocare Ф60; 15 – bolţ de blocare Ф50.

Fig. 4. Modelul de calcul pentru sistemul de legătură la staţia de acţionare [3] Pe baza soluţiei constructive din figura 3 a fost întocmit modelul de calcul cu dimensiunile constructive în vederea verificării dimensionale a elementelor acestuia, care este prezentat în figura 4,

ISSN-L 1220 – 2053 / ISSN 2247 -8590 Editura Universitas, Petroşani, Romania

Fig. 5. Variaţia coeficienţilor de siguranţă ai sistemului de legarea la staţia de acţionare [3] 35

Pe baza modelului de calcul din figura 4 a fost întocmit un breviar de calcul în MathCAD pentru variaţia forţei de tractare a combinei Ftc între 160 şi 250 kN, iar valorile coeficienţilor de siguranţă sunt prezentate grafic în figura 5 pentru următoarele elemente constructive: - placa laterală de legătură, 13, (fig. 5a); - urechea fixată pe staţie, 2, (fig. 5b); - urechea dispozitivului de legătură, 3, (fig. 5c); - bolţ articulaţie Ф60x245, 4, (fig. 5d); - tijă de tractare Ф57x200, 8, (fig. 5e); - bride de prindere a zalei lanţului, 9, (fig. 5f).

Coeficienţii de siguranţă au rezultat prin aportare la caracteristicile mecanice ale oţelului OL 37, limita de curgere de 210 N/mm2, pentru table şi OLC 45 îmbunătăţit, limita de curgere de 500 N/mm2, pentru bolţuri. Valorile cele mai mici sunt la încovoiere bolţ, reperul 4, Csib=1,28, şi la forfecarea urechii bridei de fixare a lanţului, reper 9, Csfub=1,29, aceste valori pot fi amplificate de 1,7 ori dacă raportarea se face la rezistenţa de rupere.

Pe baza documentaţiei de execuţie a fost realizat la E.M. Lonea sistemul de legare a lanţului combinei la staţia de acţionare, figura 6.

avans al combinei 2K-52MY, reper 2, la construcţia metalică a staţiei de întoarcere, reper 1.

Soluţia constructivă a sistemului de legare este prezentat în figura 8, care se compune din: 1 – ureche fixată pe staţie; 2 – bolţ articulaţie Ф60; 3 – dispozitiv de prindere lanţ; 4 – şurub M30x100; 5 – şurub M30x200.

Fig. 7. Modul de amplasare al sistemului de legare pe staţia de întoarcere [3]

Fig. 8. Soluţia constructivă a sistemului de legare a capătului lanţului pe staţia de întoarcere TR-5 [3]

Fig. 6. Sistemul de legare a lanţului la staţia de acţionare executat la E.M. Lonea [3] 3. Sistemul de legare la staţia de întoarcere În figura 7 este prezentată soluţia constructivă de amplasare a sistemului de legare a capătului lanţului calibrat cu zale 26x92 al mecanismului de

36

Sistemul de legare a capătului lanţului pe staţia de întoarcere TR-5 prezintă următoarele îmbunătăţiri constructive: - urechea care se fixează pe staţie, pe urechea de ridicare printr-un bolţ Ф50 şi patru şuruburi M30, are pe partea din faţă un prag rigidizat prin două bolţuri Ф50, care blochează rotirea urechii faţă de peretele staţiei;

Revista Minelor nr. 1 / 2014

- pe partea exterioară a urechii s-a amplasat suportul pentru stâlpul hidraulic SVJ de ancorare a staţiei, într-o construcţie sudată mai solidă de cât cea de pe staţia de întoarcere; - prin suprapunerea suporturilor pentru stâlp se evită greşirea amplasării stâlpului de ancorare; - în cazul schimbării staţiei de întoarcere trebuie debitată cu flacără oxiacetilenică o parte din guseurile de rigidizare a suportului pentru stâlp de pe staţia de întoarcere, pe partea de montare a urechii, şi trebuie executate în urechea de ridicare cele două găuri pentru şuruburile de M30x100.

Pe baza soluţiei constructive din figura 8 a fost întocmit modelul de calcul cu dimensiunile constructive în vederea verificării dimensionale a elementelor acestuia, care este prezentat în figura 9, unde s-au notat: 1 - urechea de ridicare a staţiei; 2 urechea sistemului de legare; 3 - bolţ Ф50x100; 4 bolţ Ф50x120; 5 - şurub M30x100; 6 - dispozitiv de legare lanţ.

Fig. 10. Variaţia coeficienţilor de siguranţă ai sistemului de legare la staţia de întoarcere [3]

Fig. 9. Modelul de calcul pentru sistemul de legare la staţia de întoarcere [3] Pe baza modelului de calcul din figura 9 a fost întocmit un breviar de calcul în MathCAD pentru variaţia forţei de tractare a combinei Ftc între 160 şi 250 kN, iar valorile coeficienţilor de siguranţă sunt prezentate grafic în figura 10 pentru următoarelor elemente constructive: - asamblarea prin bolţul Ф50x80, 4, şi şuruburile M30x100, 5, a urechii pe peretele staţiei, (fig. 10a); - urechea de ridicare a staţiei, 1, (fig. 10b).

Pentru că valoarea coeficientului de siguranţă la alunecare Csai are valori mici s-a realizat blocarea suplimentară a urechii faţă de urechea de ridicare a staţiei de întoarcere prin bolţurile Ф50x120, reper 4, şi a unei rigle verticale.

ISSN-L 1220 – 2053 / ISSN 2247 -8590 Editura Universitas, Petroşani, Romania

Fig. 11. Sistemul de legare a lanţului la staţia de întoarcere executat la E.M. Lonea [3] Pe baza documentaţiei de execuţie a fost realizat la E.M. Lonea sistemul de legare a lanţului combinei la staţia de întoarcere, figura 11.

Pentru a verifica modul de amplasare şi deplasare a combinei 2K-52MU pe transportorul realizat din staţii de TR-5, jgheaburi de TR-6 şi laterale de TR-7A, a fost realizat montajul din figura 12 în Atelierul Mecanic al E.M. Lonea, având montate pe staţii noile sisteme de legare a capetelor lanţului mecanismului de avans al combinei.

37

Bibliografie 1. Dalban, C., ş.a.

Construcţii metalice, Editura Didactică şi Pedagogică, Bucureşti, 1983.

2. Găfiţeanu, M. ş.a.

Organe de maşini, vol. I şi II, Editura Tehnică, Bucureşti, 1981 şi 1983.

3. * * * Documentaţie tehnică privind adaptarea sistemului de legare a combinei 2K-52 MY de staţiile transportorului tip TR-5 şi verificarea stabilităţii combinei pe transportor, contract 713/ 26.08.2013, E.M. Lonea.

Fig. 12. Montarea combinei pe transportor [3] 4. Concluzii Chiar dacă înălţimea de tăiere a combinei nu este corelată cu înălţimea abatajului rezultă o îmbunătăţire a condiţiilor de muncă la o investiţie minimă de retehnologizare a abatajului.

Prin adaptarea combinei de abataj 2K-52MU la un transportor cu raclete hibrid, staţii de TR-5, jgheaburi de TR-6 şi laterale de TR-7A, s-a câştigat o experienţă în utilizarea acestor utilaje la exploatarea abatajelor frontale cu susţinere individuală şi tăiere cu combina.

Prin încercarea de deplasare a combinei pe transportor au fost verificate sistemele de legare a capetelor lanţului mecanismului de avans la staţiile transportorului.

Informaţiile obţinute în urma retehnologizării abatajului de la E.M. Lonea, cu avantajele şi dezavantajele aplicării metodei, vor permite în viitor realizarea unei optimizări a corelării utilajelor dintr-un abataj cu front scurt.

38

Revista Minelor nr. 1 / 2014

IN MEMORIAM Prof.univ.dr.ing. VASILE POPA

În ziua de 24 iulie 2013 s- a stins din viaţă profesorul universitar doctor inginer Vasile Popa, personalitate de marcă a industriei miniere şi a învăţământului superior minier din ţara noastră.

Profesorul Vasile Popa s-a născut la 28 iulie 1936 în localitatea Totoreni – Bihor, situată pe malul stâng al râului Crişul Negru, la 22 km de la poalele munţilor Apuseni. În satul natal urmează şcoala primară şi apoi Liceul Teoretic din Beiuş, denumit anterior şi în prezent „Samuil Vulcan”.

După obţinerea Diplomei de Bacalaureat, dă admitere la Institutul de Mine din Petroşani unde intră cu brio şi în 1959 absolvă Facultatea de Mine, ca şef de promoţie, obţinând Diploma de Inginer, în specialitatea Exploatări Miniere.

Pentru rezultatele foarte bune la învăţătură şi conduita sa în rândul studenţilor şi mediul universitar, a fost ales Preşedintele Asociaţiei Studenţilor din Institutul de Mine Petroşani.

Din anul 1959, în baza dispoziţiei guvernamentale de repartizare în producţie, a activat un an în calitate de inginer stagiar, apoi 4 ani ca şef de sector la Intreprinderea Minieră Săsar, una din cele mai importante unităţi miniere din Maramureş.

Ca urmare a realizărilor de la nivelul sectorului coordonat, a capacităţii sale de conducere şi organizare a producţiei şi a muncii, a preocupărilor pentru perfecţionarea proceselor tehnologice din industria minieră, a fost promovat la Trustul Minier Baia Mare în funcţia de Şef Serviciu Tehnic. La 1 ianuarie 1970 a fost promovat în funcţia de Inginer Şef cu probleme de ISSN-L 1220 – 2053 / ISSN 2247 -8590 Editura Universitas, Petroşani, Romania

dezvoltare. În această funcţie a coordonat construirea şi punerea în funcţiune a mai multor obiective industriale şi sociale, care au avut printre altele şi rolul de a creşte producţia de minereuri metalifere a ţării şi îmbunătăţirea condiţiilor de muncă şi de viaţă a minerilor de pe meleagurile maramureşene. Se leagă, în regiunea Baia Mare, de numele prof.univ.dr.ing. Popa Vasile, deschiderea unor noi sectoare miniere la minele din bazin, extinderea şi construirea unor noi uzine de preparare, modernizarea tehnologiilor de lucru din subteranele minelor, construirea de obiective sociale şi de învăţământ, etc. Cea mai importantă realizare a prof.dr.ing.Vasile Popa, în domeniul învăţământului rămâne construirea la Baia Mare a unui institut modern de învăţământ superior cu bibliotecă, amfiteatre, săli pentru seminarii şi laboratoare, dotate la nivelul cerinţelor momentului, spaţii pentru cazare şi condiţii pentru servirea mesei de către studenţi, etc.

Din anul 1967, timp de 4 ani, urmează programul de pregătire pentru doctorat, în sistemul fără frecvenţă şi parcurge toate etapele prevăzute din planul individual de pregătire sub îndrumarea competentă a prof.univ.dr.doc.ing.Ştefan Covaci. În luna martie 1972 susţine teza de doctorat cu titlul „Contribuţii la perfecţionarea metodelor de pregătire a zăcămintelor filoniene din minele CMN Baia-Mare, în scopul reducerii pierderilor în pilieri”, obţinând titlul ştiinţific de „doctor inginer” în Ştiinţe tehnice.

Datorită rezultatelor deosebite obţinute în producţie, conducerea Ministerului Minelor îl 39

selecţionează şi trimite la Institutul Central de Pregătire a Cadrelor de Conducere în Economie şi Administraţia de Stat, unde după doi ani absolvă specialitatea „Organizarea şi conducerea activităţii în industrie”.

Paralel cu activitatea de şef serviciu şi inginer şef la Centrala Minereurilor din Baia Mare, prof.univ.dr.ing.Vasile Popa a activat în calitate de cadru didactic asociat în cadrul Institutului de Învăţământului Superior Minier din Baia Mare. În 1973 obţine, prin concurs, titlul de conferenţiar universitar, trece cu funcţia de bază în învăţământul superior şi ocupă postul de prorector la Institutul de Învăţământ Superior din Baia Mare. Începând din anul 1974 până în anul 1981, prof.univ.dr.ing.Vasile Popa a fost rector la Institutul de Învăţământ Superior din Baia Mare, ocupând ulterior şi succesiv, funcţiile de decan şi şef de catedră până în 1997 la acelaşi institut de învăţământ superior, legându-şi astfel viaţa, mai bine de 25 de ani, de învăţământul superior minier din ţara noastră. Începând din anul 1994, Ministrul Învăţământului l-a numit profesor conducător de doctorat, calitate în care a coordonat cu multă competenţă şi rigoare ştiinţifică mulţi tineri specialişti în finalizarea tezelor de doctorat într-o serie de domenii importante ale industriei miniere şi geologiei.

Paralel cu activitatea din producţie şi cea de la catedră a desfăşurat o intensă activitate ştiinţifică şi editorială, rezolvând şi susţinând numeroase lucrări ştiinţifice legate de perfecţionarea tehnologiilor din minerit şi metalurgia neferoasă şi

publicând un număr apreciabil de articole, cursuri universitare şi tratate de specialitate, care sunt şi vor fi îndrumătoare utile pentru toate promoţiile de ingineri minieri din ţară. În afară de calităţile sale profesionale, Vasile Popa a mai avut o calitate şi anume de mare om de suflet, care a înţeles şi a ajutat pe toţi cei care i-au solicitat ajutorul şi sprijinul, de la omul simplu la student sau specialist, motiv pentru care am convingerea că distinsului nostru coleg îi vom purta în continuare un profund sentiment de stimă şi recunoştinţă. În semn de apreciere a activităţii depuse pe tărâm productiv, didactic, şi obştesc, pentru rezultate deosebit de valoroase în pregătirea cadrelor din industria minieră, în rezolvarea multor probleme tehnice pentru intreprinderile miniere şi organizarea ştiinţifică a activităţilor productive şi de învăţământ, a fost decorat cu medalii şi ordine ale Statului Român.

Prin trecerea în nefiinţă a profesorului universitar dr.ing. Vasile Popa, ştiinţa şi şcoala superioară minieră din ţara noastră a pierdut un specialist de înaltă ţinută morală şi competenţă profesională, în memoria căruia cadrele didactice din învăţământul superior minier din România îi vor păstra o veşnică stimă şi preţuire.

Prof.univ.dr.ing. Dumitru FODOR Rector al Institutului de Mine din Petroşani (1978-1989) Membru Titular al Academiei de Ştiinţe Tehnice din România

40

Revista Minelor nr. 1 / 2014