Atlas Copco stellt einige neue und modifizierte ... - Advanced Mining

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02 2010
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WEITERBILDUNG
Die Methoden der bohrtechnischen Erkundung von Lagerstätten mineralsicher Rohstoffe
- Teil III
TECHNOLOGIETRANSFER
Forschungsansatz und Vorgehensweise zur Ermittlung von empirischen
Korrekturparametern für richtungsgenaues Bohren
Raisebohren in der Schweiz
Massenbewegungen in Tontagebauen von Rheinland-Pfalz
Monitoring von Tagebaurandböschungen mittels Vertikal-Inklinometer
Wissen, was los ist -Die Anwendung von Web-basierten Monitoring- und Analyse-
Plattformen für die Überwachung von Böschungen in Steinbrüchen und Tagebauen
Erkundung und Analyse des Untergrundes - Grundlage der Beurteilung der
Standsicherheit von Böschungen
Berücksichtigung von Erdbeben bei Standsicherheitsberechnungen für tiefe
Endböschungen unter Wasser
Gestaltung von Unterwasserböschungen bei der Gewinnung von Sand und Kies -
Strategien zur Vermeidung von Böschungsbrüchen
NEUHEITEN & REPORTAGEN
Atlas Copco – neue Gesteinsbohrhämmer für den Untertageeinsatz
Atlas Copco – neues Smart Rig ROC D65s – Grossartige Neuigkeiten für Steinbruchsbetreiber und
Bohrunternehmen!
Atlas Copco – Geotechnische Untersuchungsmethoden mit Terracore!
Oetelshofen Kalk setzt Massstäbe –seit über 100 Jahren - Sandvik WT7000 reduziert Emission um
20 dB und verdreifacht die Standzeit!
Der Metso Kegelbrecher HP100: Zielgenaues Feinbrechen im Kalkstein
Energieoptimierte Fördergurte reduzieren Kosten und schonen die Umwelt
DIESES MAGAZIN WIRD UNTERSTÜTZT VON:
BBM Operta GmbH
Continental/ContiTech
Vermeer
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Wirtgen GmbH
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02 2010
Tudeshki, H. ; Hertel, H.
Institut für Bergbau | TU Clausthal | Deutschland
Tudeshki, H. ; Kappler, M.
Institut für Bergbau | TU Clausthal | Deutschland
Thyssen Schachtbau GmbH
Mülheim an der Ruhr | Deutschland
Wehinger, A.
Landesamt für Geologie und Bergbau Rheinland-Pfalz |
Mainz | Deutschland
Dahmen, D.
Gebirgs- und Bodenmechanik, RWE Power AG |
Bergheim | Deutschland
Graf, T. ; Fyfe, T. D.
FUGRO CONSULT GmbH | Berlin | Deutschland
Bruhn, D.
Terra Control GmbH | Bad Nauheim | Deutschland
Goldscheider, M.
vormals Institut für Bodenmechanik und Felsmechanik
Univ. Karlsruhe, i. R.
Dahmen, D. ; Karcher, C.
Gebirgs- und Bodenmechanik, RWE Power AG |
Bergheim | Deutschland
Bode, G. ; Patzold, V.
PATZOLD, KÖBKE & PARTNER ENGINEERS |
Holm-Seppensen | Deutschland
Atlas Copco Deutschland
Essen | Deutschland
Sandvik Mining and Construction
Central Europe GmbH
Essen | Deutschland
Metso Minerals Deutschland GmbH
Mannheim | Deutschland
Continental ConiTech AG
Hannover | Deutschland
Metso Minerals
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WEITERBILDUNG
NEUHEITEN & REPORTAGEN
BEUMER bietet Lösungen für die Mining-Branche: Mit kurvengängigen Gurtförderanlagen
Schüttgut effizient transportieren!
Neue Kiesel Niederlassung in Bielefeld - Konsequent Regionen stärken
Hitachi Radlader ZW330, ZW370 & ZW550 - Kiesel stellt neue Grossradlader vor!
Aktualisierung des Cat ® 988H bringt Kunden Mehrwert durch verbesserte Systeme,
niedrigere Kosten und beispielhaften Fahrerkomfort
Liebherr R 9800: Ersteinsatz des weltgrössten Tieflöffel-Mining-Baggers in australischer
Kohlemine
Tenova TAKRAF und Liebherr entwickeln gemeinsam das erste dieselelektrische
Antriebssystem für Surface Miner!
Tenova TAKRAF stellt neue Generation mobiler Brecheranlagen für den Tagebaueinsatz vor!
Die neue Kleemann-Prallbrecher-Generation im HäRTETEST!
Wirtgen bringt ABSAUGANLAGE VCS für Kaltfräsen auf den Markt!
Stars and Stripes für MB!
Der Universelle Schnellverschluss!
Hartl Powercrusher steigt mit Megakooperation in den Chinesischen Markt ein!
Anlagenbauer SBM erhält 2,2 Mio. EUR Auftrag von STRABAG: Vollautomatische
Verladeanlage für Diabas-Steinbruch in Saalfelden
Für jedes Abbruch- und Geruchsproblem die richtige Lösung:Dehaco führender Lieferant von
Staubbekämpfern
VERANSTALTUNGEN Der AMS-Veranstaltungskalender 2010
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Beckum | Deutschland
Kiesel GmbH
Baienfurt | Deutschland
Caterpillar
Liebherr-France SAS
Colmar/Cedex | Frankreich
Tenova Takraf
Leipzig | Deutschland
Kleemann GmbH
Göppingen | Deutschland
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Fara Vicentino | Italien
Hartl Powercrusher
St. Valentin | Österreich
SBM Mineral Processing GmbH
Laakirchen | Österreich
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Hannover | Deutschland
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Ausgabe 02 | 2010
WEITERBILDUNG
Die Methoden der bohrtechnischen Erkundung von
Lagerstätten mineralsicher Rohstoffe -
Teil III
Erkundungsbohrverfahren zur
Gewinnung von Bohrkleinproben
Grundlagen der pneumatischen
Imlochhammerbohrtechnik
Mit der durchgehenden Gewinnung nahezu ungestörter
Bohrkerne werden grundsätzlich Proben mit höchster
Güte gewonnen und liefern einen hohen Informationsgrad
zum durchteuften Gebirge. Dem Vorteil hinsichtlich
der Aussagekraft und Zuverlässigkeit der Proben
steht ein vergleichsweise zu anderen Bohrverfahren
hoher spezifischer Zeit- und Kostenaufwand durch
den Kernbohrprozess entgegen. In der Bewertung
von möglichen Alternativen zum Kernbohrverfahren
im Festgestein ist die zu erwartende Probenqualität
und Probenquantität mit der Zielstellung der
Erkundungsarbeiten zu überprüfen. Ergibt eine Bewertung
zur geforderten Qualität der Proben, dass Kernproben nicht
zwingend zur Erfüllung des Erkundungszieles erforderlich
sind, so können mit den effizienter zu beschaffenden
Bohrkleinproben die Erkundungskosten sowie die
Erkundungsdauer erheblich reduziert werden. Eines der
leistungsfähigsten Bohrverfahren im Festgestein ist das
Imlochhammerbohrverfahren.
Dieses zeichnet sich durch den drehschlagenden
Gesteinslöseprozess aus. Die auf das anstehende
Gestein einwirkende Löseenergie setzt sich aus einem
statischen Anteil des Bohrandruckes (ca. 10 %) und einem
dynamischen Anteil aus der Schlagenergie (ca. 90 %)
zusammen. Die Schlagenergie zur Gesteinszerstörung wird
vom Bohrwerkzeug, dem Imlochhhammer, unmittelbar über
der Bohrlochsohle aufgebracht. Hierbei wird die Energie
des Spülungsmediums mittels eines Kolbenschlagwerkes
in mechanische Energie gewandelt und über den
Bohrmeißel in das anstehende Gebirge eingeleitet. Der
von Univ.-Prof. Dr.-Ing. habil. H. Tudeshki ; Dipl.-Ing. Heiko Hertel
Institut für Bergbau | TU Clausthal | Deutschland
Bohrmeißel des Imlochhammers zerstört auf der gesamten
Querschnittsfläche der Bohrlochsohle das anstehende
Gestein zu Bohrklein. Im Löseprozess entstehen je nach
geomechanischer Beschaffenheit des anstehenden
Gebirgsverbandes und der eingetragenen Löseenergie
Gesteinsfragmente mit einer Größe von wenigen Millimetern
bis zu ca. 20 mm. Im Unterschied zum Kernbohrverfahren, bei
dem mit einer Bohrkrone ein zylindrischer Gesteinskörper
aus dem Gebirgsverband geschnitten wird, ist das
Hammerbohren als Vollbohrverfahren zu klassifizieren.
Das gelöste Gestein wird als Bohrklein kontinuierlich und
einhergehend mit dem Löseprozess von der Bohrspülung
nach übertage gefördert. Abgesehen von einigen
Sonderanwendungen werden Imlochhammersysteme
mit Druckluft als Spülungsmedium betrieben. Die Vorteile
von Druckluft liegen in der nahezu uneingeschränkten
Verfügbarkeit, der einfachen Erzeugung und Entsorgung
sowie der Kompressibilität und des im komprimierten
Medium mitgeführten Energiegehaltes.
Aufgrund der nahezu uneingeschränkten Verfügbarkeit
und Möglichkeit atmosphärische Luft mit einem Kompressor
zu Verdichten, mit einem entsprechenden Volumenstrom
in einem geschlossenen Leitungssystem zu fördern und
nach Gebrauch mit geringem Aufbereitungsaufwand
wieder entweichen zu lassen, ist kein geschlossener
Spülungskreislauf erforderlich. Hierdurch kann stets
frische Luft angesaugt und im sauberen Zustand dem
Imlochhammer zugeführt werden. Die gegenüber Staub-
und Gesteinspartikel empfindlichen Komponenten
des Schlagwerks im Imlochhhammer werden somit
im Betriebszustand vor übermäßigen Verschleiß
Abb. 1:
Aufbau eines konventionellen Imlochhammers (exemplarisch) rot:
Bohrmeißel, blau: Kolben, grau: Gehäuse und Zylinderrohr [3].
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4

geschützt. Das Schlagwerk besteht aus einem Kolben,
einer Zylinderlaufbuchse in der sich der Kolben axial in
Linearbewegung hebt und senkt, sowie Überströmkanäle
mit selbsttätigem Steuermechanismus. Dieser dient dem
Befüllen und Entleeren der beiden Luftkammern zum
Heben bzw. Senken des Kolbens. Nach dem Durchströmen
des Schlagwerkes gelangt die Druckluft durch
Austrittsöffnungen auf die Bohrlochsohle und reinigt diese
vom abgelösten Bohrklein.
Das herkömmliche
Imlochhammerbohrverfahren
Beim herkömmlichen Imlochhammerbohrverfahren
gelangt die Druckluft durch das Bohrgestänge zum
Imlochhammer und strömt mit Bohrklein beladen im
Ringraum zwischen Bohrgestänge und Bohrlochwand
nach übertage (direktes Spülbohrverfahren). Aufgrund
der geringen Tragfähigkeit der Luftspülung sollte deren
Aufstiegsgeschwindigkeit mindestens 15 m/s betragen.
Um die Spülstromgeschwindigkeit zu erreichen, werden
Volumenströme je nach Bohrdurchmesser von 8 bis 35 m 3 /h
(bezogen auf atmosphärische Druckverhältnisse) benötigt.
Der tatsächliche Volumenstrom bestimmt sich aus den
Durchmesserverhältnissen im Ringraum, den teufen- und
beladungsabhängigen Druckverhältnissen, die zu einer
Kompression führen, sowie den Spülungsverlusten.
Die tatsächliche Aufstiegsgeschwindigkeit des
Bohrkleins resultiert im Wesentlichen aus der
Spülstromgeschwindigkeit sowie der Größe und Wichte
der einzelnen Bohrkleinteilchen.
Mit dem herkömmlichen Imlochhammerbohrverfahren
können flache Bohrungen bis zu einer Teufe von ca. 150 m
mit einem Bohrdurchmesser von 90 mm bis ca. 254 mm im
kompakten Festgestein mit hoher Effizienz niedergebracht
werden. In diesem Durchmesser- Teufen-Bereich ist
das Imlochhammerbohren im standfesten, trockenen
und kompakten Festgestein den meisten Bohrverfahren
überlegen. Mit Einschränkungen hinsichtlich der
optimalen Bohrleistung können im herkömmlichen
Imlochhhammerverfahren auch Bohrungen mit einem
Bohrdurchmesser bis zu 750 mm (in Spezialwerkzeugen
durch „clustern“ mehrerer Hämmer bis ca. 1800 mm) und
Endteufen von mehr als 250 m hergestellt werden. Die
technisch ausgereiften Systemkomponenten garantieren
eine hohe Zuverlässigkeit. In mittelharten und kompakten
Formationen mit wenigen wasserführenden Kluft- oder
Karsträumen ist ein Bohrfortschritt von 30 m/h bis 70 m/h
realisierbar. Die Leistungsfähigkeit und der Einsatz der
Druckluftspülung bieten optimale Voraussetzung für die
Anwendung als Gewinnungsbohrtechnik. Zum Herstellen
Ausgabe 02 | 2010
WEITERBILDUNG
von Sprengbohrlöchern im Festgesteinstagebau mit
einem Durchmesser von mehr als 90 mm konnte sich
das herkömmliche Imlochhammerbohrverfahren seit
Mitte der 1970-er Jahre zu einem Standardverfahren
durchsetzen. Aufgrund der Etablierung in diesem
Aufgabenspektrum sowie der Leistungsfähigkeit sind auch
die Bemühungen abzuleiten, dieses Bohrverfahren in der
Lagerstättenerkundung einzusetzen.
Eine möglichst hohe Leistungsfähigkeit des
Imlochhammerverfahrens wird durch die optimale
Konfiguration der Systemkomponenten hinsichtlich
• Der Eigenschaften des zu durchteufenden Gesteins
• Der vorgesehenen Bohrlochkonstruktion (Teufe,
Durchmesser)
• Der Abstimmung der einzelnen Systemkomponenten
aufeinander erreicht.
Die technischen Systemkomponenten sind im
Wesentlichen
• Der Bohrstrang, bestehend aus Imlochhammer und
Bohrgestänge
• Dem Kompressor zur Bereitstellung der
Druckluftspülung
• Dem Bohrgerät zum Heben, Senken und Rotieren des
Bohrstranges
Die nachfolgenden Betrachtungen beziehen sich
auf Systemkomponenten, die für Bohrungen im
Durchmesserbereich von 90 mm bis 254 mm geeignet sind.
Die Dimensionierung des Bohrwerkzeuges Imlochhammer
erfolgt im Wesentlichen nach dem gewünschten
Bohrdurchmesser, der zu erbohrenden Gesteinsart
sowie dem verfügbaren Arbeitsdruck. Grundsätzlich
gilt, je höher der zulässige Arbeitsdruck des Hammers,
desto leistungsfähiger ist dieser. Mit der Entwicklung
der Hammertechnologie konnte gegenüber den älteren
Varianten mit Ventilsteuerung durch die heute verfügbare
Schlitzsteuerung der zulässige Arbeitsdruck von ca. 12 bar
auf 24 bar angehoben werden. Der Mindestarbeitsdruck
liegt hierbei zwischen 8 bis 10 bar. Bei einer modifizierten
Bauweise der Hochleistungshämmer sind Arbeitsdrücke bis
ca. 34 bar zulässig. Der Vorteil der Imlochhammerbohrtechnik
in der Erkundung mineralischer Rohstoffvorkommen ist die
hohe Bohrleistung im Festgesteinsgebirge. Aus diesem
Grund sollte bei einem Einsatz für diese Aufgabe auch das
Leistungsvermögen des Hammers stets voll ausgenutzt
und dieser möglichst mit dem maximalen Arbeitsdruck
betrieben werden. Unter einem optimal anliegenden
Arbeitsdruck können Imlochhämmer je nach Modell eine
Frequenz von 1500 bis 2000 Schlägen/Minute erzeugen.
In der Planung und Auslegung der Kompressorleistung
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sind die auftretenden Druckverluste im Bohrgestänge und
Ringraum, durch den statischen Druck der zu hebenden
Fördersäule sowie einem Druckverlust im Zyklon mit zu
berücksichtigen.
Die Dimensionierung vom Durchmesser des
Imlochhammers erfolgt nach dem geplanten
Bohrdurchmesser. Mit der fachgerechten Abstimmung
des Meißeldurchmessers zum Außendurchmesser
des Hammer soll zum Einen das möglichst optimale
Verhältnis aus der wirksamen Kolbenfläche des Hammers
und der vom Meißel zu bearbeitenden Fläche der
Bohrlochsohle hergestellt werden. Zum Anderen ist der
Bohrkleintransport im Ringspalt zwischen Hammer und
Bohrlochwand berücksichtigt. Die Größe des Ringspaltes
soll das ungehinderte Passieren der Bohrkleinteilchen in
der gelösten Größe erlauben. Jedoch mindert ein zu groß
dimensionierter Ringspalt die Strömungsgeschwindigkeit
der Druckluftspülung und setzt somit deren Tragfähigkeit
herab.
Der nahezu vollständig schlagende Löseprozess wird
vom Bohrmeißel durch Einleiten der vom Imlochhammer
generierten Impulse verrichtet. Die prinzipielle Konstruktion
des Bohrmeißels ist in einen oberen Aufnahme- bzw.
Führungsschaft und in eine Arbeitsfläche zum Lösen des
Gesteins zu unterscheiden. Durch den Führungsschaft ist
der Vollbohrmeißel mit dem Imlochhammer verbunden.
Dieser ermöglicht die Übertragung vom Drehmoment und
gewährt einen einaxialen Freiheitsgrad zur Verrichtung
der Schlagarbeit. Die Arbeitsfläche des Bohrmeißels
besteht aus einem Grundkörper, der mit einer Anzahl
einzelner Hartmetallstifte in einem berechneten Profil
bestückt ist. Die Hartmetallstifte zertrümmern das auf
der Bohrlochsohle anstehende Material. Durch die
Drehbewegung des Bohrstranges wird die Arbeitsfläche
versetzt, so dass die Hartmetallstifte mit jedem Impuls
auf noch ungelöstes Gesteinsmaterial treffen. Auf der
Arbeitsfront befinden sich weiterhin Spülungskanäle, über
die ein Teil der Druckluftspülung auf die Bohrlochsohle
geführt wird. Diese gewährleisten die unverzügliche und
vollständige Säuberung der Bohrlochsohle vom gelösten
Bohrklein.
Mit der konstruktiven Gestaltung hinsichtlich der Anzahl,
hervorstehenden Länge und Größe der Hartmetallstifte
sowie die Form der Meißelfront werden die Bohrmeißel an
die Eigenschaften des zu erbohrenden Gesteins angepasst.
Mit der Gestaltungsmöglichkeit dieser Merkmale ist auch
eine Spezialisierung der Bohrmeißel auf besonders hohen
Bohrfortschritt, verbesserte Führungsstabilität oder höhere
Meißelstandzeit möglich. An dieser Stelle soll jedoch nur
auf die drei Standardprofile, das konkave, konvexe und
flache Profil, eingegangen werden (siehe Abbildung 2).
Ausgabe 02 | 2010
Abb. 2:
Standardformen für
die Frontform von
Imlochhammerbohrmeißel
von oben nach unten:
konkaves Profil, konvexes
Profil, flaches Profil [12]
WEITERBILDUNG
• Das konkave Profil eignet sich für sehr harte
Formationen mit einer Druckfestigkeit bis ca. 300 MPa.
Zudem sind mit diesem Profil aufgrund der geringen
Verschleißanfälligkeit des Grundkörpers abrasive und
gestörte Formationen beherrschbar. Ein weiterer Vorteil ist
die hohe Führungsstabilität, durch die eine Minderung von
Bohrlochabweichungen erreicht werden kann.
• Das konvexe Profil eignet sich zum Durchteufen von
Formationen mit geringer bis mittlerer Festigkeit, z.B.
Tonschiefer oder Kalkstein mit einer Druckfestigkeit bis
ca.180 MPa. Dieses Profil zeichnet sich durch eine sehr gute
Reinigung der Bohrlochsohle aus, wodurch ein sehr hoher
Bohrfortschritt unterstützt wird.
• Das flache Profil kann nahezu universell eingesetzt werden.
Es eignet sich zum Lösen mittelharter bis harter Formationen
mit einer Druckfestigkeit bis 300 MPa und mäßig abrasiven
Eigenschaften. Mit dem flachen Profil kann ein ausgewogenes
Verhältnis aus Richtungsstabilität und Bohrfortschritt erzielt
werden.
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Der Erzeugung der Druckluftspülung, die zum Aufbringen
der schlagenden Löseenergie sowie dem Transport des
Bohrkleins dient, kommt in der Imlochhammerbohrtechnik
eine Schlüsselfunktion zu. Die Erzeugung von Druckluft
erfordert einerseits einen hohen energetischen Aufwand
(Gesamtwirkungsgrad von ca. 6 bis 8 %), ist jedoch
andererseits Garant für einen optimalen Bohrfortschritt. Ein
effizienter Bohrprozess erfordert eine optimale Abstimmung
der Kompressorleistung auf den Typ des eingesetzten
Imlochhammers in Abhängigkeit zum Bohrdurchmesser,
den kalkulierten Druckverlusten im Fördersystem sowie
der geplanten Endteufe. Aus diesen Faktoren sind der
vom Kompressor zu erzeugende Druck und Volumenstrom
zu ermitteln. Die Ausgangsgröße zur Berechung des vom
Kompressor zu erzeugenden Druckes ist der Arbeitsdruck
des Imlochhammers. Diesem sind Druckverluste aus der
Strömung im Bohrgestänge, dem Heben der Fördersäule und
der Druckbedarf am Probenentnahmegerät hinzuzufügen.
Der notwendige Druck und die Strömungsverluste nehmen
mit der Bohrtiefe zu. Einen erheblichen Einfluss auf den
benötigten Druck der Luftspülung geht vom anströmenden
Grundwasser aus. Gelangt dieses in das Bohrloch, erhöht
sich die Wichte der zu hebenden Säule. Der benötigte
Volumenstrom bezieht sich auf das unter atmosphärischen
Bedingungen vom Kompressor angesaugte Volumen. In
Abbildung 3 ist in Abhängigkeit des Bohrdurchmessers
für den maximalen Arbeitsdruck von 24 bar der untere
Grenzwert des vom Kompressor anzusaugenden Volumens
dargestellt.
Aufgrund der geringen Güte der gewonnenen Proben
findet das herkömmliche Imlochhammerbohrverfahren
jedoch nur bedingte bzw. regionale Akzeptanz als
Ausgabe 02 | 2010
WEITERBILDUNG
Erkundungsbohrverfahren. Die geringe Güte des
Probenmaterials resultiert aus dem Löse- und Förderprozess,
auf dem bereits in diesem Beitrag eingegangen wurde. Aus
den Bohrkleinproben und der sorgfältigen Beobachtung
des Bohrprozesses können Näherungswerte zu
• den Schicht- bzw. Formationsgrenzen,
• den Mächtigkeitsverhältnissen und
• den Grundwasserverhältnissen
unmittelbar entnommen werden. In einer weiteren
Analyse (z.B. durch Geochemie) und Begutachtung können
detaillierte Informationen zu
• der Gesteinsart des durchteuften Gebirgskörpers
• dem Wertstoffgehalt im Lagerstättenkörper
gewonnen werden. Erschwerend zum geringen
Informationsgehalt der Proben wird die Zuverlässigkeit
und Güte von folgenden Faktoren beeinträchtigt:
• den physikalischen und geometrischen Eigenschaften
der Bohrkleinteilchen, insbesondere der Größe, der
Form und der Dichte
• der Verteilung unterschiedlicher
Bohrkleineigenschaften im Förderstrom
• der Beladung der Druckluftspülung mit Bohrklein
• der Beschaffenheit der Bohrlochwand hinsichtlich
der Kaliberhaltigkeit, offener Trennflächen und zu
Nachfall neigenden Zonen
• dem Volumen des anstehenden und ins Bohrloch
zuströmenden Grundwassers
Abb. 3:
Mindestluftmenge
konventioneller
Imlochhämmer bei einem
Arbeitsdruck von 24 bar
in Abhängigkeit zum
Bohrdurchmesser.
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Diese störenden Einflüsse nehmen grundsätzlich mit
der Länge der Gesamtförderstrecke (Bohrlochtiefe), der im
Gebirge unverrohrten Förderstrecke, sowie der Größe des
Ringraumes zu. Unterschiedliche Bohrkleineigenschaften
haben differierende Aufstiegsgeschwindigkeiten der
einzelnen Teilchen zur Folge. Kleine Bohrkleinteilchen mit
geringer Wichte strömen an größeren und schwereren
Bohrkleinteilchen vorbei. Mit zunehmender Förderstrecke
verstärkt sich somit die Vermischung von Bohrklein,
welches aus unterschiedlichen Teufen gelöst wurde. Hinzu
kommt, das die Teufe aus der das Material tatsächlich
heraus gelöst wurde, aufgrund des instationären
Förderzustandes nur näherungsweise bestimmt werden
kann. In gut zu erbohrenden Formationen, in denen ein
hoher Bohrfortschritt erreicht wird, steigt die Beladung
der Druckluftspülung an. Der hohe Dichteunterschied
des Bohrkleins zur Druckluft wirkt sich unmittelbar auf
die Kompressibilität des Fördermediums und somit auf die
Strömungseigenschaften aus. Strömt Grundwasser ins
Bohrloch, so erhöht sich der zur Förderung benötigte Druck,
die Bohrkleineigenschaften können sich durch Reaktionen
mit dem Wasser (verklumpen) verändern und zudem
können die Ringraumeigenschaften durch verklebendes
Material beeinträchtigt werden. Durch Ablagerungen von
Bohrklein an der Bohrlochwand, in Auskolkungen und
am Bohrgestänge wird die Probenqualität über längere
Bohrabschnitte gemindert. Die Ablagerungen lösen sich
nachdem sie getrocknet sind und gelangen erneut in den
Förderstrom, so dass ihre Herkunft aus einer tiefer liegenden
Formation angesprochen wird. Aus der geringen Dichte der
Druckluftspülung kann sich eine weitere Beeinträchtigung
der Probengüte ergeben. Mit der Druckluftspülung kann
die Bohrlochwand nicht stabilisiert werden. Lockeres
Gesteinsmaterial aus bereits durchteuften Formationen kann
ungehindert als Nachfall in den Förderstrom gelangen und
somit Verfälschung der Proben herbeiführen. Im Weiteren
können Beeinträchtigungen der Probenqualität durch
Verlust von Bohrklein hervorgerufen werden. Abgesehen
von einigen Sonderverfahren wird im herkömmlichen
Imlochhammerbohrverfahren keine Schutzverrohrung
mitgeführt. Aus diesem Grund kann beim Durchbohren
geklüfteter oder verkarsteter Gebirgsabschnitte die
Druckluftspülung in die Hohlräume hineinströmen bzw.
die vorhandene Trennflächenfüllung verdrängen. Mit der
abströmenden Druckluftspülung wird auch das Bohrklein
mitgeführt, sodass Verluste in der Probenmenge entstehen.
Im Abströmen der Bohrspülung werden Teilverluste und
Totalverluste unterschieden. Diese können temporär
auftreten, z.B. bis zur Füllung eines Hohlraumes, oder in
weit verzweigten Trennflächengefügen lang anhaltend
sein. In diesen Fällen ist zu entscheiden, inwiefern
diese Formationsabschnitte mit einem zusätzlichen
Arbeitsaufwand zu stabilisieren sind.
Ausgabe 02 | 2010
WEITERBILDUNG
Das gelöste und nach übertage geförderte Bohrklein
wird über ein geschlossenes System vom Bohrlochmund
zu einem Zyklon geleitet. In diesem wird das Bohrklein
von der Druckluftspülung separiert und anschließend
als Bohrkleinprobe entnommen. In die Probennahme
wird nicht das gesamte erbohrte Material einbezogen.
In definierten Teufenabständen von ca. 90 cm bis 160 cm
werden Proben im Umfang von ca. 5 kg bis 15 kg aus dem
geförderten Gesteinsmaterial herausgenommen und in
dafür vorgesehene Probengefäße zur Weitergabe an die
geochemische Analyse verpackt.
Die Güte der Proben ist als unvollständig und zum
Teil erheblich gestört zu bewerten. Deren Qualität und
Zuverlässigkeit findet nur bedingt Akzeptanz. Dennoch
können in der frühen Erkundungsphase mit diesem
leistungsfähigen Bohrverfahren unter der Voraussetzung
von
• Endteufen zwischen 30 m bis 100 m
• trockenen Gebirgsverhältnissen
• standfester Bohrlochwand
• keine bis geringe Störzonen
hinreichend genaue Informationen für eine
Trendaussage zum Wertstoffgehalt, den Schichtgrenzen
und Mächtigkeitsverhältnissen unter Einsatz eines
geringen wirtschaftlichen Aufwandes gewonnen werden.
Das Imlochhammerbohrverfahren mit
Umkehrspülung
Mit der Zielstellung, dem Imlochhammerbohrverfahren
ein breiteres Eignungsspektrum für die Erkundung
von Rohstoffvorkommen im Festgesteinsgebirge
zu erschließen, wurde durch die Modifikation des
Fördersystems das Imlochhammerbohrverfahren mit
Umkehrspülung (indirekter Spülstromrichtung) entwickelt.
Diese Bohrtechnik ist seit der Mitte der 1980er Jahre
in der betrieblichen Anwendung und hat sich neben
der Kernbohrtechnik als ein Standardverfahren für die
Erkundung mineralischer Rohstoffvorkommen etabliert.
Das Fördersystem der Umkehrspülung zeichnet sich
durch den im Inneren vom Bohrgestänge verlaufenden
Spülungsweg der mit Bohrklein beladenen und
nach übertage aufsteigenden Spülung aus. Die im
aufsteigenden Spülstrom transportierten Bohrkleinproben
stehen durch den Schutz vom Bohrgestänge nicht
im Kontakt zur Bohrlochwand bzw. zum durchteuften
Gebirge. Im Weiteren bietet der Spülungskanal im
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8

Bohrgestänge aufgrund der konstanten und
geometrisch günstigen Querschnittsfläche
des Spülungsdurchganges sowie
der glattwandigen Rohrmantelfläche
vorteilhafte Strömungseigenschaften. Das
geschlossene und strömungstechnisch
günstigere Fördersystem gewährleistet
dem Imlochhammerbohrverfahren mit
Umkehrspülung das Gewinnen von gestörten
Bohrkleinproben, die für ein breites
Spektrum von Erkundungsaufgaben eine
ausreichend teufengerechte, vollständige
und unverfälschte Güte aufweisen.
Die im Vergleich zum herkömmlichen
Imlochhammerbohrverfahren signifikanten
Verbesserungen der grundlegenden
Qualitätsmerkmale von Bohrproben sind auf
folgende Faktoren zurückzuführen:
Ausgabe 02 | 2010
• Dem Aushalten von Nachfall im
Förderstrom
• Dem Reduzieren von
Grundwasserzutritten
Förderstrom
in den
• Dem Reduzieren von
Bohrkleinverlusten
• Dem Reduzieren von
Spülungsverlusten
Die Schlüsseltechnologie für die
sinnvolle Kombination der pneumatischen
Imlochhammerbohrtechnik mit der indirekten
Spülstromrichtung sind doppelwandige
Bohrgestängen mit Schraubverbindungen.
Bereits seit dem Ende der 1950er Jahre
sind doppelwandige Bohrgestänge im
sogenannten „Dual Wall Reverse Circulation
Drilling“ Verfahren, das auch als Becker-
Hammer-Verfahren“ bekannt ist, für die
Erkundung von Lockergesteinsformationen
unter schwierigen Gegebenheiten in der
betrieblichen Anwendung. Mit dem Ringspalt
zwischen Außen- und Innenrohr vom
doppelwandigen Bohrgestänge stand ein
zusätzlicher geschlossener Spülungsweg
zur Verfügung. Die Vorteile gegenüber
allen anderen Gestängesystemen, die ein
zusätzlich geschlossenes Leitungssystem
zum Bohrlochtiefsten mitführen, so z.B. das
Flanschgestänge der Lufthebebohrtechnik,
sind zum einen die vollständige Integrität der
zusätzlichen Leitung und zum anderen die
Unterstützung von Schraubverbindungen.
Die Schraubverbindungen zwischen
den einzelnen Gestängeschüssen
gewährleisten deren Verbinden
und Lösen bei einem vertretbaren
Zeitaufwand.
Die Dimensionierung der
Bohrgestängeparameter erfolgt
im Wesentlichen anhand der
mechanischen Belastbarkeit auf
Torsion und Zugkraft sowie dem
größten Außendurchmesser, der
durchmesserbeeinflussten Fläche
des durchströmten Kreisspaltes
zwischen dem Innen- und Außenrohr
sowie der durchströmten Fläche
des inneren Spülungskanals. Der
Außendurchmesser ist bestimmend
für die Strömungsflächen, unterliegt
jedoch dem Bohrdurchmesser.
Mit der Dimensionierung eines
geringen Ringraumes zwischen der
Bohrlochwand und der äußeren
Gestängemantelfläche werden
günstige Voraussetzungen für die
Größe der durchströmten Flächen
im Gestänge geschaffen und die
Stabilisierung der Bohrlochwand
begünstigt, jedoch erhöhen
sich die Schleiflasten in der
Gestängebewegung. Bei kleineren
B o h r- / G e s t ä n g e d u r c h m e s s e r n
ist ein Spaltmaß von 8 bis 15 mm
und mit zunehmenden Bohr-/
Gestängedurchmesser ein Spaltmaß
bis ca. 110 mm gebräuchlich. Die
sich aus dem Durchmesser des
inneren Spülungskanals ableitende
Strömungsfläche ist bestimmend
für die Strömungsgeschwindigkeit
der aufsteigenden Bohrspülung.
Der Arbeitsvolumenstrom bestimmt
sich nach dem Luftverbrauch des
Imlochhammers (Herstellerangabe)
sowie dem größtmöglichen
Beladungszustand (Verhältnis aus
der Masse des gelösten Bohrkleins
zum Förderstrom), so dass sich
die Aufstiegsgeschwindigkeit der
Bohrspülung aus der durchströmten
Abb. 4:
Doppelwandiges Bohrgestänge; die
mechanischen Belastungen werden vom
Außenrohr aufgenommen, das Innenrohr
dient als Förderleitung [10].
WEITERBILDUNG
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9

Fläche des Spülungskanals ergibt (ohne Berücksichtigung
der Kompressibilität). Für eine gute Tragfähigkeit der
Druckluftspülung sollte die Aufstiegsgeschwindigkeit
eine Strömungsgeschwindigkeit von 20 m/s bis 45 m/s
erreichen. In der Abstimmung der Komponenten für ein
optimales Fördersystem sollte sich ein Verhältnis aus der
Fläche des Bohrmeißels (bzw. Fläche der Bohrlochsohle)
zu der durchströmten Fläche des Innenrohres von ca. 2,3
bis 2,7 :1 ergeben. In größeren Bohrdurchmesserbereichen
ist dieses geometrische Verhältnis nicht mehr einzuhalten
und steigt bis ca. 6 : 1 an.
Aufgrund seiner Konstruktion besitzt das doppelwandige
Imlochhammerbohrgestänge zum vergleichbaren
herkömmlichen Imlochhammerbohrgestänge eine um
20 bis 60 % höhere spezifische Masse. Diese ist sowohl
in der Handhabung der einzelnen Bohrstange, als auch
in der bohrtechnischen Beherrschung sowie der Logistik
der gesamten Bohrstrangmasse zu berücksichtigen.
Zur Handhabung im Aufsetzen oder Ablegen von
doppelwandigen Bohrstangen sind grundsätzlichen
(teil-) mechanisierte Hilfseinrichtungen erforderlich.
Ein doppelwandiges Bohrgestänge mit dem häufig
verwendeten Außendurchmesser 4 ½“ weist bei einer
Standardlänge von 3 m üblicherweise ein Gewicht von
mehr als 90 kg auf. In der nachfolgenden Abbildung sind die
zu erwartenden spezifischen Massen von doppelwandigen
Imlochhammerbohrgestänge (grüne Fläche) und
herkömmlichen Imlochhammerbohrgestänge (rote Fläche)
über den Gestängeaußendurchmesser dargestellt.
Ausgabe 02 | 2010
WEITERBILDUNG
Die Lösearbeit kann prinzipiell von herkömmlichen
Imlochhämmern oder von speziell für den Einsatz mit
Umkehrspülung konstruierten Imlochhämmern verrichtet
werden. Die Kompatibilität zwischen der bei der indirekten
Spülstromrichtung durch das doppelwandige Bohrgestänge
zum Bohrlochtiefsten geführten Druckluftspülung und
dem für eine direkte Spülstromrichtung ausgelegten
herkömmlichen Imlochhammer wird durch einen
zusätzlichen Übergang im Bohrstrang, dem sogenannten
Cross Over Sub, hergestellt. Der Cross Over Sub ist
unmittelbar über dem Imlochhammer positioniert und
ermöglicht das Kreuzen der Spülungswege (siehe
Abbildung 6). Die im Kreisspalt zugeführte Druckluft wird
in den zentrischen Spülungskanal des herkömmlichen
Imlochhammers geleitet. Die Spülung tritt durch die
Spülungsöffnungen des Bohrmeißels aus, reinigt die
Bohrlochsohle und steigt zunächst im Ringraum zwischen
dem Imlochhammer und der Bohrlochwand bis zum Cross
Over Sub mit Bohrklein beladen auf. Der Durchmesser
des Cross Over Subs ist nur geringfügig kleiner als der
Bohrdurchmesser, so dass an dieser Stelle im Ringraum
eine Strömungsbarriere entsteht.
Die mit Bohrklein beladene Druckluftspülung kann über
seitliche Öffnungen in den inneren Spülungskanal des
Bohrstranges gelangen und nach übertage aufsteigen.
In der betrieblichen Anwendung können die aus dem
herkömmlichen Imlochhammerbohrverfahren bekannten
Beeinträchtigungen der Probengüte im Spülungsweg von
der Bohrlochsohle bis zum Cross Over Sub hervorgerufen
Abb. 5:
Bohrstranggewichte von konventionellen
Imlochhammerbohrgestängen und
doppelwandigen Imlochhammerbohrgestängen.
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10

werden. Im Weiteren können beim Durchteufen gebrächer
Formationen Auskolkungen der Bohrlochwand entstehen,
die im Zusammenwirken mit dem Eintrittswiderstand am
Cross Over Sub, zu einem Entweichen des Spülungsstromes
und des Probenmaterials in den oberen Ringraum führen
kann.
Ausgabe 02 | 2010
Abb. 7:
Exemplarische Darstellung für einen RC Down The Hole Hammer [12].
WEITERBILDUNG
Abb. 6:
Schematische Darstellung
der Anwendung eines
Cross Over Subs für den
Einsatz von herkömmlichen
Imlochhämmern für das RC
Bohrverfahren.
Einen nahezu vollständig geschlossenen Förderweg von
der Bohrlochsohle bis zur Probeentnahme gewährleisten
speziell für den Einsatz mit Umkehrspülung konstruierte
Imlochhämmer. Diese verfügen über die sogenannte
Center Sampling Technologie, mit der das gelöste
Bohrklein unmittelbar über die Öffnung im Bohrmeißel
aufgenommen und durch den Hammer in den inneren
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11

Spülungsdurchgang vom Bohrgestänge geleitet wird. Mit
den speziellen Imlochhämmern, den so genannten Reverse
Circulation Down The Hole Hammer, kann die indirekte
Spülstromrichtung im Imlochhammerbohrverfahren
konsequent umgesetzt werden.
Die RC Hammer unterscheiden sich zu herkömmlichen
Imlochhämmern grundlegend in der Konstruktion des
Schlagwerkes. Der Kolben sowie die Strömungs- bzw.
Steuerungskanäle erlauben einen zentrisch durch das
Schlagwerk geführten Spülungskanal, dem so genannten
Probenrohr. Dieses ermöglicht den strömungstechnischen
Anschluss des Bohrmeißels an den Spülungsdurchgang
vom Bohrgestänge. Die dem Imlochhammer zugeführte
Druckluftspülung durchströmt die Luftkammern zum
Antrieb des Schlagwerkes und wird über Spülungskanäle
entlang vom Schaft des Bohrmeißels und weiter über
Spülungskanäle im Meißel zur Bohrlochsohle bzw. in
dem vom Meißelhub eingenommenen untersten Teil des
Ringraumes geführt. Mit der Teilung des Spülstromes wird
die Reinigung des Freischnittes sowie der Bohrlochsohle
ermöglicht. Der offene Spülungsweg wird von einer als
Verschleißteil im unteren Bereich des Imlochhammers
positionierten Futtermanschette, dem sogenannten Chulk
Collar, zum oberen Ringraum hin begrenzt.
Ausgabe 02 | 2010
WEITERBILDUNG
Die Futtermanschette stellt einen nahezu vollständigen
Formschluss zwischen dem Außenrohr bzw. Zylinderrohr
des Imlochammers, sowie der möglichst glatt und
kalibergerecht geschnittenen Bohrlochwand her (siehe
Abbildung 8). In der fachgerechten Kombination vom
Meißelkaliber zum Durchmesser der Futtermanschette
verbleibt ein Spaltmaß von ca. 1,5 bis 1,8 mm, so dass nur
ein unerheblich geringer Anteil der Druckluftspülung (bei
optimaler Abstimmung und ohne Verschleißerscheinungen
weniger als 10 %) in den oberen Ringraum entweichen
kann.
Die grundsätzliche Bauform der RC-Imlochhammer-
Bohrmeißel orientiert sich an der Bauform herkömmlicher
Imlochhammerbohrmeißel. Im Wesentlichen wurde die
zum Lösen des Bohrkleins bereits bewährten konstruktiven
Eigenschaften herkömmlicher Bohrmeißel, z.B. Form,
Größe und Anordnung der Hartmetallstifte, sowie die
Form der Arbeitsfläche für die am RC Hammer geeigneten
Bohrmeißel beibehalten. Die konstruktiven Unterschiede
bestehen in der Gestaltung der Spülungswegsamkeiten.
Die Spülungsaufgabedüsen befinden sich im äußeren
Kreisring und die größeren Einlassdüsen befinden sich auf
dem inneren Kreisring bzw. im Zentrum der Meißelfront.
Nahezu jeder Hersteller arbeitet
mit einem eigenen Hammer-Bit-
System. Dies gilt sowohl für die
Aufnahme bzw. Schäfte der Meißel
im Hammer als auch der geeigneten
D u r c h m e s s e r k o n f i g u r a t i o n
zwischen diesen
Werkzeugkomponenten. Im
Allgemeinen kann die höchste
spezifische Lösearbeit durch die
Konfiguration vom größtmöglichen
Durchmesser des Imlochhammers
zum gewünschten bzw. geforderten
Durchmesser des Bohrmeißels
erzielt werden. In solch einer
Kombination ergibt sich der
Maximalwert aus dem Verhältnis
der Kolbenfläche des Hammers zur
Lösefläche auf der Bohrlochsohle.
Mit der Auswahl eines größeren
Meißeldurchmessers am
identischen Imlochhammer
wird die spezifische Schlagkraft
Abb. 8:
Schematische Darstellung eines
speziellen RC-Imlochhammers mit
zentrischer Bohrkleinaufnahme über den
Bohrmeißel.
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12

ezogen auf die Sohlenfläche reduziert. Der Vorteil
von Kombinationen mit einem etwas größeren
Bohrmeißeldurchmesser besteht aufgrund des größeren
Ringraumes im Verschleißverhalten am Zylinderrohr des
Imlochhammers und im geringeren Drehmoment. Die
speziell für die Erkundungsbohrtechnik angebotenen RC-
Imlochhammersysteme sind in der Kombinationsmöglichkeit
der empfohlenen Bohrmeißeldurchmesser verhältnismäßig
eng abgestuft. So beträgt die Differenz zwischen dem
größten und kleinsten geeigneten Meißeldurchmesser
eines Hammers nicht selten weniger als 45 mm (1 ¾“).
In der Erkundung von mineralischen Rohstoffvorkommen
sind die mit RC-Imlochhammerbohrsystemen zu
realisierenden Bohrdurchmesser im Bereich von 112
mm (4 ½“) bis 165 mm (6 ½“) dominierend. In diesem
Kaliberbereich können einerseits die geometrischen
Gegebenheiten für die Realisierung einer leistungsfähigen
Förder- und Lösetechnik genutzt werden und limitieren
anderseits das zu lösende und fördernde Gesteinsvolumen
auf einen der Zielstellung angemessenen Umfang.
Die Betriebsparameter der RC-Imlochhammertechnik
sind analog zu den herkömmlichen Imlochhämmern durch
die pneumatischen Leistungskennwerte charakterisiert.
Die Schlagkraft des Hammers wird aus der wirksamen
Ausgabe 02 | 2010
WEITERBILDUNG
Kolbenfläche sowie dem Arbeitsdruck der Spülung
generiert. Die Lösearbeit im Imlochhammerverfahren wird
nahezu vollständig aus dessen Schlagkraft generiert. Im
Gesteinszerstörungsprozess wird mit jedem aufgebrachten
Impuls eine möglichst tiefgreifende Zertrümmerung
unter der Bohrlochsohlenfläche beabsichtigt. Die vom
Lösewerkzeug zu überwindenden Festigkeitseigenschaften
nehmen im spröden und kompakten Festgesteinsgebirge
mit der Tiefe aufgrund des sich erhöhenden
Manteldruckes, der auf den zu lösenden Bereich unter
der Bohrlochsohle einwirkt, zu. Eine für die zunehmende
Teufenlage geeignete Imlochhammertechnik zeichnet
sich u.a. durch den zulässigen Arbeitsdruck aus. Die
tastsächliche Leistungsfähigkeit der Imlochhämmer wird
neben dem Arbeitsdruck von der konstruktiven Gestaltung
des Schlagwerkes, Bohrmeißels und der Spülungswege
beeinflusst. Je nach Hersteller und Baureihe sind RC-
Imlochhämmer mit einem zulässigen Arbeitsdruck von
ca. 24 bis nahezu 50 bar verfügbar. Bei der Auswahl eines
geeigneten RC-Imlochhammers gilt es, ein optimales
Nutzen-Aufwand-Verhältnis zwischen der erforderlichen
Löseleistung des Bohrwerkzeuges und des energetischen
Aufwandes der Drucklufterzeugung zu finden.
Abb. 9:
Arbeitskennwerte verschiedener RC-Imlochhämmer in einer
repräsentativen Auswahl unterschiedlicher Leistungsklassen.
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13

Der benötigte Volumenstrom zum jeweiligen Arbeitsdruck
von RC-Imlochhämmern ist prinzipiell etwas geringer als
der von herkömmlichen Imlochhämmern. In der folgenden
Abbildung ist der Luftverbrauch zum Arbeitsdruck
exemplarisch für drei Modellreihen dargestellt. Diese
sind optimal für einen Bohrdurchmesser von 5 ¼“ bis
5 ¾“ geeignet und operieren bei unterschiedlichen
Betriebsparametern.
Die mechanischen Betriebsparameter Andruck,
Drehzahl und Drehmoment sind vergleichbar mit
denen der herkömmlichen Imlochhammerbohrtechnik
und stellen verhältnismäßig geringe Anforderungen
an die Bohrgerätetechnik. Grundsätzlich sind
Imlochhammerbohrmeißel für einen schlagend -
zertrümmernden Gesteinslöseprozess konstruiert und
verfügen nicht über schneidend bzw. reißend wirkende
Gesteinslöseeigenschaften. Bei der optimalen Einstellung
der Rotation wird die Anordnung der Hartmetallstifte auf der
Meißelfront so versetzt, dass diese mit jeden Schlagimpuls
auf noch anstehendes Material treffen und dieses zerstören
können. Die Einstellung der Drehzahl ist eine Funktion der
optimalen Umfangsgeschwindigkeit und unterliegt dem
Meißeldurchmesser, der tatsächlichen Schlagfrequenz
sowie der von jedem Hartmetallstift erzeugten
Kraterdimension. In Abhängigkeit zum Bohrdurchmesser
von 112 mm (4 ½“) bis 165 mm (6 ½“) werden unter der
Voraussetzung einer optimalen Schlagfrequenz zwischen
60 und 20 U/min empfohlen.
Abb. 10:
Abschätzung der benötigten Hakenlast im Zuschlagsfaktor 1,7 bis 2,2.
Ausgabe 02 | 2010
WEITERBILDUNG
Mit dem Bohrandruck wird der Rückschlagskraft des
Hammers und somit axialen Vibrationen im Bohrstrang
entgegengewirkt. Der Bohrandruck hat keinen Einfluss
auf den Gesteinslöseprozess. Aus diesem Grund sollte der
Andruck auf den Hammer grundsätzlich so gering wie möglich
gehalten werden. Bezogen auf die Querschnittsfläche des
Hammers kann ein Mindestandruck von 3 kg/cm2 und ein
Maximalwert von 8 kg/cm2 herangezogen werden. Ein frei
auf dem Hammer aufstehendes Bohrgestänge übersteigt
somit bereits bei wenigen Metern die Andruckbelastung
der meisten Imlochhämmer, so dass der Bohrstrang vom
Bohrgerät auf Gegenzug gehalten werden muss.
Abgesehen von wenigen Sonderfällen kommen
in der Lagerstättenerkundung mit dem RC-
Imlochhammerbohrverfahren ausschließlich auf einer
mobilen Basisplattform aufgebaute und dieselhydraulisch
betriebene Bohrgeräte mit Kraftdrehkopf zum Einsatz.
Ein Hauptmerkmal für die Auslegung des Bohrgerätes
ist die im Regelbetrieb aufzunehmende Zugkraft sowie
die möglicherweise in Ausnahmefällen aufzubringenden
Zugkraftreserven (Ausnahmelast). Die vom Bohrgerät
zu beherrschenden regulären Zugkräfte resultieren
aus der Masse des Bohrstrangs, der zu hebenden
Gerätekomponenten (Kraftdrehkopf), sowie aus der
Schleiflast des Bohrstranges an der Bohrlochwand.
Das maximale Bohrstranggewicht ergibt sich aus der
spezifischen Masse vom Bohrgestänge, der geplanten
Endteufe sowie der Masse des Bohrwerkzeuges.
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14

Bei der Abschätzung der benötigten Hakenlast sollte die
vom frei und lotrecht hängenden Bohrgestänge ausgeübte
Zugkraft mit einem Zuschlagsfaktor von 1,7 bis 2,2 für
Schleiflasten und Verlustleistung beaufschlagt werden.
Aufgrund des verfahrensbedingt nicht mit Spülung
durchströmten Ringraumes sowie dessen Dimensionierung
ist der RC-Bohrstrang prinzipiell einer erhöhten
Reibbelastung ausgesetzt, insbesondere in verlaufenden
(bzw. nicht achsgeraden) Bohrlochabschnitten und
bei gebrächen Formationen. Eine sichere Abschätzung
der tatsächlich auftretenden Schleiflasten ist unter
der Voraussetzung der Erkundungsbohrtechnik nur
unzureichend möglich, so dass häufig zugunsten
der Betriebssicherheit auf eine nach Datenblatt
überdimensionierte Bohranlage zurückgegriffen wird. In
der nachfolgenden Abbildung wird die zu kalkulierende
Rückzugskraft exemplarisch mit einer häufig eingesetzten
Bohrstrangkonfiguration dargestellt, die für einen
Bohrdurchmesser 5 ½“ (140 mm) bei einem 4 ½“
Bohrgestänge und einem 5“ RC-Imlochhammer geeignet
ist.
Die für das RC-Imlochhammerbohrverfahren konzipierten
Bohranlagen sind typischerweise mit einem Kraftdrehkopf
zur Erzeugung der Rotation ausgerüstet. Vom Kraftdrehkopf
ist ein nach Möglichkeit stufenlos einzustellender
Drehzahlbereich von ca. 15 U/min bis 100 U/min und ein
konstant anliegendes Drehmoment von ca. 1500 bis 12000
Nm zu erzeugen. Des Weiteren ist der Kraftdrehkopf die
technische Verbindung der nicht rotierenden Elemente von
Vorschub bzw. Zugeinrichtung sowie dem feststehenden
Teil des Spülungssystems mit dem rotierenden Bohrstrang.
Das im Inneren vom Bohrstrang aufsteigende Gemisch
aus der Luftspülung und dem Bohrklein gelangt über
einen zentrisch im Kraftdrehkopf integrierten Spülkopf in
ein feststehendes Leitungssystem, das dem Bohrstrang
mit einem Zyklon zur Separation des Bohrkleines aus
der Spülung verbindet. Die Spülungszuführung in den
Kreisspalt vom doppelwandigen Bohrgestänge erfolgt über
einen zweiten Spülkopf, der zwischen dem Kraftdrehkopf
und dem Bohrstrang installiert ist. In der technischen
Basisausstattung des RC-Imlochhammerbohrens sind
Kompressoren zur Bereitstellung der Druckluftspülung
sowie Zyklone zur Separation der Bohrkleinproben aus
dem Spülstrom unverzichtbar.
Die optimale Auswahl und Dimensionierung der
Kompressoren ist für den wirtschaftlichen und technischen
Erfolg der Imlochhammerbohrtechnik bestimmend. Mit
der richtigen Parametrisierung von eingespeistem Druck
Ausgabe 02 | 2010
WEITERBILDUNG
und Volumenstrom ist die bestmögliche Abstimmung aus
Energieaufwand, Bohrfortschritt und Werkzeug- bzw.
Meißelstandzeit zu erzielen. Hierzu ist eine sorgfältige
Planung erforderlich, in der nachfolgenden Kriterien zu
beachten sind:
• Arbeitsdruck des RC-Imlochhammers
• Benötigter Arbeitsvolumenstrom des RC-
Imlochhammers
• Benötigter Förder-Volumenstrom zum Erzeugen einer
ausreichenden Aufstiegsgeschwindigkeit
• Ausgleich der formationsbedingten,
bohrstrangbedingten
Druckverluste
sowie teufenbedingten
Auf die Arbeitskennwerte von RC-Imlochhämmer wurde
vorausgehend eingegangen und exemplarisch in der
Abbildung 9 wiedergegeben. Hieraus kann entnommen
werden, dass der maximal zulässige Arbeitsdruck bis 48
bar betragen kann. In der Standardanwendung sind RC-
Imlochhämmer mit einem Arbeitsdruck bis 35 bar üblich.
Diese benötigen einen Arbeitsvolumenstrom von ca. 30
m3/min, bezogen auf eine Temperatur von 20°C und einem
Luftdruck von 1 bar. In der Auslegung des einzuspeisenden
Druckes ist der tatsächlich am Imlochhammer anliegende
Differenzialdruck zu berücksichtigen. Aus diesem Grund
sind zum Arbeitsdruck hinzuzurechnen:
• die dynamischen Druckverluste der zugeführten
Druckluftspülung
• die dynamischen Druckverluste der aufsteigenden
Druckluftspülung
• der statische Druck der Fördersäule
• der Arbeitsdruck des Zyklons
Die dynamischen Druckverluste ergeben sich aus der
Funktion des druckabhängigen Volumenstromes und der
Länge des Leitungssystems. Die dynamischen Druckverluste
sowie spezielle Druckverluste an Bauteilen sind unter
regulären Bedingungen rechnerisch gut beherrschbar. Mit
zum Teil größeren Unwägbarkeiten ist die Berechnung der
statischen Druckverluste behaftet. Diese sind abhängig von
der Zusammensetzung des Gemisches in der Fördersäule.
Insbesondere der Zutritt von Grundwasser kann das
Druckpotential der Fördersäule erheblich erhöhen. Auf
die exakte Berechnung der Druckverluste wird an dieser
Stelle aufgrund der komplexen Funktion und der genau
zu definierenden Eingangsparameter nicht eingegangen.
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15

Näherungswerte können mit einer einfach zu handhabenden
Abschätzung auf der Grundlage von I. Speer [16] getroffen
werden. Demnach werden unter der Annahme, dass ein
doppelwandiges Bohrgestänge im Durchmesser 4“ zum
Einsatz kommt, folgende Näherungswerte angesetzt:
Ausgabe 02 | 2010
• dynamische Druckverluste der zugeführten Spülung
ca. 0,17 bar /10 m
• dynamische Druckverluste der aufsteigenden Spülung
ca. 0,23 bar / 10 m
• statische Druckverluste in der Fördersäule nach
Grundwasseranschnitt mit ca. 0,69 bar / 10 mWs
• konstante Druckverluste am Spülkopf, Zyklon usw. mit
ca. 1,86 bar
In Abbildung 12 sind die Näherungswerte als Funktion
über die Bohrlochtiefe im trockenen Bohrloch sowie der
exemplarischen Annahme eines Grundwasserzutrittes ab
einer Bohrtiefe von 300 m dargestellt.
Die Kompressorenkenngrößen sind aus der
bedarfsgerechten Dimensionierung von Druck und
Volumenstrom abzuleiten. Hierzu sind der untere und obere
Grenzwert des vom Kompressor abzugebenden Druckes zu
ermitteln. Der untere Grenzwert ist aus dem Maximalwert
der Druckverluste und dem geringsten Arbeitdruck des
WEITERBILDUNG
Abb. 11:
Pneumatische Druckverluste (Näherungswerte) über die Bohrlochtiefe im trockenen
Bohrloch (blau) sowie unter der Annahme von Grundwasserzutritt ab 300 m.
Imlochhammers, der obere Grenzwert aus dem Minimalwert
der Druckverluste und den höchsten zulässigen Arbeitsdruck
des Imlochhammers zu bestimmen. Aufgrund der teufen-
und grundwasserabhängigen Druckverluste eignen sich mit
zunehmender Bohrlochtiefe Kompressoren mit mehreren
Leistungsstufen bzw. stufenlos steuerbare Aggregate. Das
mit Kompressoren technisch und wirtschaftlich sinnvoll zu
erzeugende Leistungsspektrum ist mit der Abgabe eines
Volumenstromes von ca. 30 bis 35 m3/min unter einem
Druck von 30 bis 35 bar limitiert. In dieser Leistungsklasse
kommen üblicherweise Schraubenkompressoren mit einer
installierten Motorenleistung von ca. 400 bis 540 KW zum
Einsatz. Ist der Arbeitsdruck des primären Kompressors
nicht ausreichend, kann ein Booster-Kompressor zum
Einsatz kommen. Der Booster-Kompressor wird mit der
Druckluft des primären Kompressors beliefert und verdichtet
diese auf ein höheres Druckniveau. Aufgrund der enormen
Volumenkompression kann das Zusammenschalten
mehrerer primärer Kompressoren für die Belieferung eines
Booster-Kompressors erforderlich werden. Für das RC-
Imlochhammerbohren eignen sich Booster-Kompressoren
mit einer moderaten Verdichtungsleistung von ca. 70
bis 150 bar unter Abgabe eines verhältnismäßig hohen
Volumenstromes von 70 bzw. 40 m3/min (bezogen auf 1bar,
20°C). Mit dem Einsatz von Booster-Kompressoren können
im RC-Imlochhammerbohrverfahren größere Zieltiefen
erreicht werden, jedoch erhöht sich auch der energetische
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16

Abb. 12:
Systemkombination aus Kompressor und Booster für einen Arbeitsdruck
bis 69 bar; installierte Antriebsleistung von ca. 500 kW [7].
Aufwand für die Drucklufterzeugung erheblich. Im
Umgang mit hoch verdichteter Druckluftspülung sind
besondere Sicherheitsvorkehrungen für die Handhabung,
Zusammenstellung und Wartung der Gerätekomponenten
zu beachten.
Die Entnahme der Bohrkleinproben erfolgt in einem
ersten Schritt durch die Separation aus dem Spülstrom
und im zweiten Schritt durch die Reduktion auf eine
handhabbare Materialmenge und deren Verpackung in
Probensammelgefäßen. Das Bohrklein wird mit Hilfe von
Zyklonen aus dem Spülstrom separiert. Die Proben werden
in regelmäßigen Abständen mit der voranschreitenden
Bohrlochtiefe von 1 bis 2 m entnommen und in Beutel
bzw. Säcken abgefüllt. Die gelöste Gesteinsmasse von
ca. 25 bis 55 kg/Bohrmeter (Bohrdurchmesser 4 ½“
bis 6 ½“) übersteigt jedoch den Bedarf an benötigten
Probenmaterial. Das anfallende Bohrklein wird nach der
Ausgabe 02 | 2010
WEITERBILDUNG
Separation vom Spülstrom mit einem Splitter auf ca. 1/7 bis
1/12 reduziert, so dass aus dem gesamten Material eine
repräsentative Bohrkleinprobe von ca. 2 bis 5 kg/Bohrmeter
entnommen wird. Für die geochemische Analyse wird
hieraus nochmals eine kleinere Menge extrahiert. Die
Begutachtung und Verwahrung des gesamten erbohrten
Gesteins übersteigt den wirtschaftlich vertretbaren
Aufwand. Mit dieser reduzierenden Methode können
repräsentative Proben aus einem verhältnismäßig großen
Aufschlussfenster gewonnen werden und ist insbesondere
für die Beurteilung von Lagerstätten mit einer hohen
Verwachsung bzw. unregelmäßigen Wertstoffverteilung
von Vorteil.
Die mit dem RC-Imlochhammerbohrverfahren zu
erreichende Bohrlochendteufe wird im Wesentlichen
von der Bohrstrangmasse oder der benötigten
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17

Kompressorleistung limitiert. Mit einer fachgerechten
Dimensionierung und Abstimmung von Bohrwerkzeug,
Bohrgestänge, Kompressorleistung und Rückzugskraft
bzw. Hakenlast der Bohranlage können Bohrlochendteufen
bis 500 m niedergebracht werden (siehe Abbildung 14). Bei
der Anwendung besonders leistungsfähiger Kompressoren
und Bohranlagen sind Zielhorizonte von 1000 m erreichbar.
Mit dem RC-Imlochhammerbohrverfahren kann ein
Bohrfortschritt von 20 bis 40 m/h erzielt werden.
Schlussbetrachtung zu den bohrtechnischen
Erkundungsverfahren
In der bohrtechnischen Erkundung von mineralischen
Rohstoffvorkommen im Festgestein sind das (Diamant-)
Kernbohrverfahren sowie das Imlochhammerbohrverfahren
mit Umkehrspülung dominierend. Die Vorzüge und Nachteile
beider Verfahren begründen sich aus der erreichbaren
Bohrleistung, dem Technikeinsatz und der Probenqualität.
Das verhältnismäßig junge Imlochhammerbohrverfahren
mit Umkehrspülung hat das klassische Kernbohrverfahren
zu einem beträchtlichen Anteil aus den weltweiten
Erkundungsaktivitäten (mineralische Rohstoffe) verdrängt.
Die differierenden Eignungskriterien beider Verfahren
eröffnen komplementäre Anwendungsgebiete mit
einer konkurrierenden Schnittmenge, sodass eine
vollständige Verdrängung des Kernbohrverfahrens
Ausgabe 02 | 2010
Abb. 13:
Planungsschema für die Dimensionierung sowie
Abstimmung von Bohrstrang, Kompressor und Bohrgerät.
WEITERBILDUNG
durch das RC-Imlochhammerbohrverfahren auch in
Zukunft nicht gegeben ist. Zum Stand der Technik ist das
Kernbohrverfahren dem RC-Imlochhammerbohrverfahren
im Gewinnen von qualitativ hochwertigen Proben, dem
Aufschluss tiefer Zielhorizonte sowie im Einsatz schwer
erreichbarer bzw. unwegsamer Gebiete überlegen. Mit dem
RC-Imlochhammerbohrverfahren können wirtschaftliche
Vorteile aufgrund des hohen Bohrfortschrittes erzielt werden.
Im Weiteren ist die Bestimmung des Wertstoffgehaltes
anhand von Bohrkleinproben aufgrund des größeren
Aufschlussfensters (Bohrdurchmesser) in stark
unregelmäßig verteilten Lagerstätten vorteilhaft möglich.
Dem Einsatz an schwer erreichbaren Bohransatzpunkten
steht dem RC-Imlochhammerbohrverfahren insbesondere
die zu mobilisierenden Bohrstrang- und Gerätemassen
entgegen. In der bohrtechnischen Planung sind die zum
Teil erheblichen Kosten von schweren Bohranlagen für
Logistik, Energieversorgung und Bohrplatzgestaltung
sowie dessen Rekultivierung dem höheren Bohrfortschritt
gegenüber zu stellen.
Das Einsatzspektrum der herkömmlichen
Imlochhammerbohrtechnik weist nur geringfügige
Schnittmengen mit dem Einsatzgebiet der RC-
Imlochhammerbohrtechnik und der Kernbohrtechnik
auf und hat kaum konkurrierenden Einfluss. Die
geringe Probenqualität verwehrt der herkömmlichen
Imlochhammerbohrtechnik eine höhere Bedeutung als
Erkundungsbohrverfahren.
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18

Die geeignete Bohrtechnik zur Erkundung mineralsicher
Rohstoffe ist aufgrund variierender Einsatzbedingungen
und wechselnden geologischen Gegebenheiten nicht
grundsätzlich auf die erwähnten Standardbohrverfahren
zu limitieren. In speziellen Erkundungsaufgaben
eignen sich auch Technologien, die für andersweitige
Bohraufgaben konzipiert wurden. Diese werden dann
als Sonderverfahren in der Erkundung mineralischer
Rohstoffvorkommen eingesetzt und beleiben in diesen
Beitrag unberücksichtigt.
Quellenverzeichnis
[1] BULROC LTD.: Produktinformation: D.T.H. Reverse
Circulation Equipment, www.bulroc.com, 2010
[2] Buja, Heinrich: Handbuch der Baugrunderkundung;
1. Auflage, Düsseldorf, Werner Verlag GmbH & Co.KG,
1999
[3] ROCKMORE INTERNATIONAL: Internetinformation,
www.rockmore-intl.com; 2010
[4] ATLAS COPCO HURRICANE LLC:
Internetinformation,
2010
www.hurricane-compressors.com,
[5] Hartman, Howard L.: SME Mining Handbook,
Society For Mining, Metallurgy and Exploration; 2nd Edition;
1998
[6] NUMA: Internetinformation, www.numahammers.
com; 2010
Univ.-Prof. Dr.-Ing. habil. Hossein H. Tudeshki
studierte am Mining College of Schahrud, Iran.
Nach mehrjähriger Tätigkeit in der Bergbauindustrie
absolvierte er 1989 das Bergbaustudium
an der RWTH Aachen. Von 1992 bis 2001 war
er Oberingenieur am Institut für Bergbaukunde
III der RWTH Aachen mit dem Arbeitsschwerpunkt
Tagebau- und Bohrtechnik. Er promovierte
1993 und habilitierte sich 1997. Von 1997 bis
zu seiner Ernennung zum Universitätsprofessor war er als Dozent
für das Fach Tagebau auf Steine und Erden tätig. 1998 wurde ihm
die Venia Legendi für dieses Fach an der RWTH Aachen verliehen.
2001 wurde er zum Professor für Tagebau und Internationaler
Bergbau an der TU Clausthal ernannt. Neben dem Tagebau und
internationalem Bergbau bildet u.a. die Spezialbohrtechnik mit den
Anwendungsfeldern Brunnenbau, Microtunneling, pipe jacking
und HDD-Technologie einen Schwerpunkt seiner Lehr- und Forschungstätigkeit.
| tudeshki@tu-clausthal.de | www.bergbau.tu-clausthal.de |
Ausgabe 02 | 2010
WEITERBILDUNG
[7] ATLAS COPCO: Internetinformation, www.
atlascopco.com
[8] ATLAS COPCO: Produktinformation: DTH
application – the hole story, 2010
[9] SULLAIR CORPORATION: Internetinformation,
www.championcompressors.com.au, 2010
[10]
03/2009
BOART LONGYEAR: Reverse Circulation Tools,
[11] MINCON ROCKDRILLS: Internetinformation, www.
mincon.com; 2010
[12] SANDVIK: Internetinformation, www.
miningandconstruction.sandvik.com, 2010
[13]
au, 2010
METZKE: Internetinformation, www.metzke.com.
[14] Marshal, Alan; Bettenay, Leigh: RAB Drilling
and RAB Geochemistry; Erschienen in: Explore, Nr. 130,
02/2006
[15] FOREMOST: Produktinformation: Reverse
Circulation Drill Pipe; www.foremostdrilling.com, 2010
[16] Speer, Ian: High pressure air and its application
D.T.H. hammer– drilling for profit; Kalamunda, Australien;
Sperr Compression Systems, 1996
[17] Halco Drilling International Limited: A-Z of DTH
The defininitve guide to selecting and operating Down The
Hole hammers and bits; Halifax; 1999
Dipl.-Ing. Heiko Hertel, geboren 1975,
absolvierte in den Jahren 1995 bis 1998 eine
Ausbildung zum Brunnenbauer. Die Tätigkeiten
des Brunnenbauers übte er bis zum Jahr 2001
aus. Direkt im Anschluss begann er im gleichen
Jahr das Studium der Geotechnik, Bergbau
und Erdöl-/Erdgastechnik an der Technischen
Universität Clausthal. Sein Studium beendete
er erfolgreich im Jahr 2007 und ist seidem als wissenschaftlicher
Mitarbeiter am Lehrstuhl für Tagebau und Internationaler Bergbau
an der TU Clausthal beschäftigt.
| heiko.hertel@tu-clausthal.de | www.bergbau.tu-clausthal.de |
www.advanced-mining.com
19

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TECHNOLOGIETRANSFER
Forschungsansatz und Vorgehensweise zur
Ermittlung von empirischen Korrekturparametern für
richtungsgenaues Bohren
von Univ.-Prof. Dr.-Ing. habil. H. Tudeshki ; M.Sc. Mirco Kappler
Institut für Bergbau | TU Clausthal | Deutschland
Bohren und Sprengen ist integraler Bestandteil der Lösearbeit im Produktionsprozess der
Steine-und-Erden-Industrie. Es wird festgestellt, dass ungenaue Bohrungen eine Gefahr für die
Sicherheit und Umwelt sind und darüber hinaus die Wirtschaftlichkeit des Produktionsprozesses
verringern. Darum wird mit diesem Artikel ein Konzept vorgestellt, mit dem die Ursachen für das
Verlaufen von Bohrungen ermittelt werden sollen und darauffolgend in ein Handlungskonzept
zur Optimierung des Bohrprozesses einfließen. Ziel ist es, unabhängig von der Geologie und den
Gesteinseigenschaften richtungsgenaue Bohrungen abzuteufen.
Motivation und Ziel der Untersuchung
Die Ausgangssituation
Die konventionelle Bohr- und Sprengarbeit ist das
überwiegend angewandte Gewinnungsverfahren in den
Betrieben der Natursteinindustrie. Verfahrensbedingt
treten bei der Sprengung von Naturstein Emissionen
hauptsächlich in Form von Erschütterungen sowie die
Gefahr von Steinflug auf. Während Ersteres vor allem
zu einer Beeinträchtigung der umgebenden Umwelt
insbesondere in der Nähe von Siedlungsflächen führt,
ist Letzteres eine direkte Gefährdung von Personen
und Sachgütern des Betriebes. Durch Abweichungen
(Verlaufen) der Sprengbohrlöcher vom vorgesehenen
Bohrlochverlauf können die verfahrensbedingt
auftretenden Erschütterungen sowie die Gefahr von
Steinflug deutlich verstärkt werden. In der Folge können
Konflikte durch Beschwerden oder gar rechtliche Schritte
von Anwohnern entstehen, die wiederum zu betrieblichen
und wirtschaftlichen Konsequenzen führen können.
Die dichte Besiedlung und die räumliche Annäherung
von Wohngebieten an die Gewinnungsbetriebe führen dazu,
dass die von den Sprengarbeiten ausgehenden Emissionen
und Gefahren zunehmend an Bedeutung gewinnen. Es gilt
folglich, durch planerische und technische Möglichkeiten,
die zu erwartenden Emissionen und das Gefahrenpotential
zu minimieren, was vor allem durch eine sorgfältige
Niederbringung und Vermessung von Sprengbohrlöchern
und einer daraus resultierenden richtigen Dimensionierung
der Sprenganlage erzielt werden kann. Hierdurch ist es
möglich, Sprengerschütterungen zu reduzieren und dem
Steinflug zu begegnen.
Ein betrieblich interessanter Nebeneffekt ist die positive
Beeinflussung der Haufwerksqualität sowie eine bessere
Ausnutzung der Sprengenergie und damit einhergehend
einer Optimierung der Energiebilanz mit gleichzeitiger
Reduzierung von Sprengschwaden. Eine gleichmäßige
Haufwerksqualität hinsichtlich der Korngrößenverteilung
wirkt sich in den nachfolgenden Arbeitsprozessen wie
Laden, Transportieren und Aufbereiten sehr positiv aus. So
wird durch eine optimal durchgeführte Sprengung, ohne
ein Verlaufen der Sprengbohrlöcher, beispielsweise die
Ladetätigkeit vereinfacht. Das Auftreten von Rippen sowie
großstückigem Haufwerk und damit einhergehend die
Erfordernis von nachträglichen Arbeiten wie Nachsprengen
oder Knäppern wird deutlich reduziert. Auch für die
nachgeschaltete Aufbereitung lassen sich durch eine
gleichmäßige Haufwerksqualität positive Effekte, wie
eine gegebenenfalls mögliche kleinere Dimensionierung
der Vorbrecher, feststellen. Damit können sowohl die
Investitions- als auch die Betriebskosten, letztere durch
einen geringeren Energieverbrauch, gesenkt werden.
Durch ein Verlaufen der Sprengbohrlöcher entsteht
eine geometrisch ungleichmäßig aufgebaute Bruchwand,
die wiederum eine optimale Dimensionierung der
nachfolgenden Sprengungen erschwert und damit
zusätzlichen betrieblichen Aufwand und weitere Kosten
verursacht. Kann ein Bohrlochverlauf verhindert werden,
so reduzieren sich folglich auch diese Folgefehler und der
Betrieb spart Zeit und Geld.
Insgesamt kann damit festgestellt werden, dass das
richtungsgenaue Niederbringen von Sprengbohrlöchern
einen Schlüsselprozess darstellt, der bei einer optimalen
Durchführung zu einer Verbesserung einer Vielzahl
betrieblicher Folgeprozesse beitragen kann. Es besteht
daher auf diesem Gebiet ein hoher Forschungsbedarf zum
richtungsgenauen Niederbringen von Bohrungen.
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Das Ziel eines richtungsgenauen Niederbringens
von Bohrungen ist von einer Reihe Einflussparameter
unterschiedlicher Natur sowie deren gegenseitiger
Wechselwirkung abhängig. Dabei sind die folgenden
Parametergruppen von Bedeutung [15], [16], [17]:
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• geologische, gebirgsmechanische und tektonische
Parameter,
• maschinentechnische Parameter,
• abbau- und gewinnungstechnische Parameter,
• Parameter hinsichtlich der Qualifikation und
Erfahrung des Bohrpersonals sowie der betrieblichen
Organisation und
• sonstige Parameter wie beispielsweise Orientierung
der Bohreinrichtung und Neigung der der
Standfläche.
Die Erfassung, Quantifizierung und Gewichtung der
einzelnen Einflussparameter sowie die Berücksichtigung
ihrer Wechselwirkung auf die Bohrgenauigkeit ermöglicht
die Erarbeitung eines geeigneten Handlungskonzeptes
für die Steine-und-Erden-Industrie im Rahmen eines
praxisnahen Forschungsvorhabens.
Problembeschreibung
Neben den weitgehend vermeidbaren
Handhabungsfehlern, wie fehlerhaftes Ansetzen,
Ausrichten, Anbohren und Zentrieren, kommt es beim
Bohrprozess
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zu Abweichungen im Bohrloch, die hauptsächlich
durch ein schräges Durchbohren unterschiedlich harter
Schichten oder Diskontinuitätsflächen (Klüfte, Störungen)
verursacht werden. Bei einem solchen Durchbohren
werden am Bohrwerkzeug Reaktionskräfte hervorrufen,
die einen Einfluss auf die Richtung der Bohrung ausüben
und in der Folge in einer Abweichung des tatsächlichen
Bohrendpunktes zum geplanten Bohrendpunkt resultieren
[19].
Eine Abweichung des Bohrloches in Richtung der
Abbaukante hat aufgrund der verringerten Vorgabe einen
erhöhten Steinflug und verstärkte Staubemission zur
Folge (vgl. Abbildung 1, Nr. 1). Laufen zwei Bohrlöcher
im Bohrlochtiefsten zusammen, so ist der tatsächliche
Bohrlochabstand am Strossenfuß geringer als am
Bohransatzpunkt (Abbildung 1, Nr.3). Im Bereich der
zusammenlaufenden Bohrlöcher kommt es zu einer lokalen
Überladung mit Sprengstoff und damit einhergehend
ebenfalls zu einem erhöhten Steinflugrisiko. Im Bereich des
Nachbarbohrloches entsteht aufgrund des vergrößerten
Abstandes eine lokale Unterladung, die zu erhöhten
Erschütterungen führt. Gleiches gilt, wenn die Bohrlöcher
nach hinten ins Gebirge abweichen und die Vorgabe nicht
mehr geworfen werden kann (Abbildung 1, Nr.5). In diesem
Fall wird die gesamte Sprengenergie als seismische Welle
ins rückwärtige Gebirge abgegeben und führt zu einer
deutlichen Zunahme der Sprengerschütterungen [4], [18].
Abb. 1:
Darstellung der möglichen
Fehlerquellen beim Bohren [6].
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Es wird also deutlich, dass die Genauigkeit, mit der
Sprengbohrlöcher hergestellt werden, entscheidend für
die resultierende Sprengerschütterung und den Steinflug
ist. Zudem können betriebliche Folgeprozesse wie Laden,
Transportieren und Aufbereiten durch eine verbesserte
Haufwerksqualität positiv beeinflusst werden.
Um eine Anlage im Nachhinein sprengtechnisch zu
berichtigen ist eine Wand- und Bohrlochvermessung
notwendig. Trotz eines enormen zeitlichen und finanziellen
Aufwandes für die nachträgliche Vermessung der
Bohrlöcher sowie einer Korrektur der Sprenganlage wurde
bislang keine befriedigende Problemlösung herbeigeführt.
Die Zielsetzung sollte daher sein, den Herstellungsprozess
soweit zu verbessern, dass ein richtungsgenaues
Niederbringen der Bohrlöcher möglich ist.
Stand der Technik in der Bohr- und
Bohrlochvermessung in der Naturstein-
Industrie
Stand der Bohrtechnik
Zur Niederbringung der maximal 30 m langen
Sprengbohrlöcher im Festgestein werden in der Naturstein-
Industrie vorwiegend drehschlagende Bohrverfahren
eingesetzt. In weicheren Gesteinen (z.B. Kalkstein) wird
auch das drehende Verfahren angewandt.
Das drehschlagende Bohren ist dadurch gekennzeichnet,
dass die zur Gesteinszerstörung notwendige Schlagenergie
durch ein hydraulisch oder pneumatisch betriebenes
Hammerwerk erzeugt wird. Die Bewegungsenergie des
Hammerkolbens wird als Stoßwelle zum Bohrwerkzeug
geführt und erzeugt auf der Bohrlochsohle Einkerbungen,
wenn die spezifische Kerbfestigkeit des Gesteins
überschritten wird. Diese Abfolge wiederholt sich nach
jedem Schlag, so dass die Leistung des Verfahrens
proportional zur Schlagfrequenz ansteigt. Demzufolge
muss die Schlagzahl sehr hoch sein, um einen zufrieden
stellenden Bohrfortschritt zu erreichen [19].
Es wird unterschieden zwischen Außenhämmern, bei
denen die Schlagenergie über das gesamte Bohrgestänge
dem Meißel zugeführt wird, und Imlochhämmern,
deren Schlagwerk unmittelbar über dem Bohrwerkzeug
angeordnet ist [19].
Nachteilig wirken sich bei den schlagenden
Bohrverfahren Schlagenergieverluste im Kontaktbereich
Bohrwerkzeug-Gestein und – vor allem beim Einsatz von
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Außenhämmern – Reibungsverluste zwischen Gestänge
und Bohrlochwand und in den Gewindeverbindungen
aus. Aufgrund dieser Verluste sinkt die Bohrleistung beim
Außenhammer mit zunehmender Bohrlochtiefe stärker
als bei anderen Verfahren, die Gestänge sind hohen
Beanspruchungen ausgesetzt und verschleißen leichter.
Imlochhämmer eignen sich besonders für schwierige
Bohrverhältnisse und größere Bohrlochteufen. Sie
sind von leichter Bauart, kostengünstig und bieten
universelle Einsatzmöglichkeiten (vertikale und horizontale
Bohrlöcher). In der Regel können damit in größeren Teufen
geradere Bohrlochverläufe erzielt werden. Die Leistung der
Imlochhämmer ist allerdings insbesondere bei geringen
Bohrlochteufen geringer als die der Außenhämmer [10].
Eine weitere technische Möglichkeit stellt das
Außenhammer-Bohrsystem COPROD der Firma ATLAS
COPCO dar [1]. Das Kernstück der Anlage ist ein spezielles
Bohrgestänge, das die mit Imlochhämmern erzielte
Bohrlochgenauigkeit mit der hohen Bohrleistung der
Außenhammermethode kombiniert. Das Bohrgestänge
besteht aus einer Kombination von Schlagstangen und
Bohrrohren. Die Schlagstangen übertragen ausschließlich
die Schlagenergie, während die Bohrrohre die
Vorschubkraft sowie das Rotationsdrehmoment übertragen
und das Spülmedium zur Lochsohle transportieren. Die
schwimmend gelagerten Schlagstangen haben kein
Gewinde, so dass die vom Hammerwerk erzeugten
Stoßwellen direkt auf die Bohrkrone übertragen werden.
Die äußeren Bohrrohre haben folglich eine sehr hohe
Standzeit.
Stand der Bohrlochvermessungstechnik
Zur richtigen Berechnung und Verteilung der
Sprengladungen ist es notwendig, den Verlauf der
Bohrungen zu ermitteln. In der Naturstein-Industrie
sind einige Methoden in Anwendung, die nachträglich
den Verlauf der gebohrten Sprenglöcher kontrollieren.
Unterschieden wird zwischen folgenden Verfahren:
• Einfache Messung mit Handgefällmesser (z.B. NECLI)
[2], [14] ,
• indirekte Messverfahren mittels Diademe [14] und
• Bohrlochvermessung mit Boretrak [7], [14].
Bei der Anwendung von Handgefällemessern werden
die Bohrlochneigung und die Richtung des Bohrlochs
festgestellt. Dazu wird eine Lichtquelle oder ein Spiegel
am Seil ins Bohrloch hinabgelassen. Wandert die
Lichtquelle beim Herablassen aus dem Sichtsfeld, liegt
eine Abweichung vor, die den Bohrlochdurchmesser
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übersteigt. Durch Ausleuchten des Bohrlochs können
der freie Durchgang und das mögliche Verlaufen
überprüft werden. Mit dem Handgefällemesser kann die
Bohrlochneigung direkt gemessen werden, die Tiefe wird
mit einem Bandmaß überprüft. Wenn auf diese Weise der
Verlauf der Bohrung nicht bis ins Bohrlochtiefste ermittelt
werden kann, müssen andere Verfahren angewendet
werden [3], [13], [16].
Mit dem Vorgabemesssystem Diademe wird nicht das
Bohrloch, sondern indirekt die Position des Bohrloches
relativ zur Bruchwand im Wandfuß ermittelt [14]. Das
System besteht aus einem frei beweglichen Sender und
einem Empfänger mit Sonde, Kabel und Anzeigegerät.
Mit einem Stangensatz oder am Kabel wird der Messkopf
ins Bohrlochtiefste hinabgelassen. Der Sender strahlt
elektromagnetische Signale aus und wird gleichmäßig
über die Bruchwand geführt. Der Empfänger registriert
die ankommenden Signale und zeigt die Distanz zwischen
Sende- und Empfängerteil am Bohrlochmund an. Ein
Rechner erfasst bei diesem Vorgang die genaue seitliche
Position und den Abstand des Bohrlochs zur Bruchwand
und stellt diese graphisch dar. Auch der Abstand
benachbarter Bohrlöcher kann so angezeigt werden. Ein
Nachteil des Verfahrens ist die aufwendige Vermessung
der einzelnen Bohrlöcher sowie die bei magnetischen
Einflüssen auftretenden Ungenauigkeiten [3], [13], [16].
Die aussagekräftigste und zuverlässigste Methode
zur Vermessung von Sprengbohrlöchern ist Boretrak der
Firma MDL. Die in zwei Ebenen messende Sonde wird an
leichtgewichtigen Stangen mit einaxialen Gelenken oder
an einem Kabel in das Bohrloch hinabgelassen. In kurzen
Zeitintervallen registriert eine Messeinheit die jeweilige
Neigung der Sonde zur Vertikalen sowie die zugehörige
Bohrlochtiefe. Die im System integrierte Kontroll- und
Anzeigeeinheit speichert alle Daten, die im Anschluss
an die Messung auf einen Computer übertragen werden.
Die Boretrak-Software übernimmt die Auswertung,
vergleicht die Daten der Planung mit den Ergebnissen der
tatsächlichen Bohrung und gibt die Unterschiede grafisch
aus. Durch Kombination der Ergebnisse mit den Daten
einer lasergestützten Wandvermessung kann eine exakte
Bestimmung der Vorgabe erfolgen. Neben der schnellen
und einfachen Handhabung wirkt sich bei diesem
Verfahren vor allem die Tatsache vorteilhaft aus, dass
die Messgenauigkeit weder durch magnetische Einflüsse
noch durch die Beschaffenheit der Bohrlochwandung oder
durch Wasser im Bohrloch beeinflusst wird [7], [16].
Die Vermessung der Bruchwände wurde lange Zeit
mit Hilfe des Lotmessverfahrens, mit Hängekompass
und Gradbogen, mit Handgefällemessern oder mittels
Tachymeter-Theodolit durchgeführt. Die Arbeiten
mussten unmittelbar vor der Wand vorgenommen werden,
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wodurch die Beschäftigten einer erheblichen Unfallgefahr
ausgesetzt waren. Die Ergebnisse solcher Messungen
waren relativ ungenau.
Aus diesen Gründen führte die Westspreng
GmbH das auf Lasertechnologie basierende
Bruchwandvermessungssystem MDL-Quarryman ein
[14]. Damit sind sowohl Vertikal- und Horizontalwinkel als
auch die Distanz zur Bruchwand bis zu 500 m Entfernung
bestimmbar. Die Messdaten werden in einen PC übertragen
und grafisch ausgewertet, so dass ein dreidimensionales
Modell der Bruchwand entsteht [7].
Die Firma Breithaupt entwickelte ein spezielles
Laservermessungssystem für Steinbruchwände,
das sog. LAPRO II [2]. Integraler Bestandteil ist eine
interaktive Auswertesoftware, die es erlaubt, Wandprofile
darzustellen und Lademengenberechnungen vorzunehmen.
Die traditionellen Messverfahren stützen sich fast
ausschließlich auf Messpunkte der Bruchkante und der
Sohle. Dagegen können mit dem passiv arbeitenden
Laser-Distanzmeter auch dazwischen liegende
sicherheitsrelevante Bereiche (Vorsprünge, Ausbrüche,
Überhänge, etc.) exakt aus der Distanz vermessen
werden.
Stand der Technik bei der Richtungskontrolle
während des Bohrprozesses
Weltweit existiert keine Anlage oder Vorrichtung zur
Kontrolle der Richtungsgenauigkeit von Sprengbohrungen
während des Bohrprozesses. Ebenso wurden bislang
keine Vorrichtungen entwickelt, die ein Verlaufen
von Sprengbohrlöchern während des Bohrprozesses
zuverlässig vermeiden.
Fazit aus dem Stand der Technik
Insgesamt ist festzustellen, dass gemäß dem Stand
der Technik mit der zurzeit praktizieren Verfahrensweise
der Bohrlochherstellung das Verlaufen einer Bohrung
nicht vermeidbar ist. Bei optimalen geologischen,
gebirgsmechanischen, abbautechnischen sowie
organisatorischen Bedingungen kann eine ausreichende
Genauigkeit erreicht werden. Liegen allerdings keine
optimalen Bedingungen vor, so ist mit einer Abweichung
zwischen tatsächlichem Zielpunkt und Sollzielpunkt zu
rechnen. Resultierend aus den natürlichen Inhomogenitäten
des Untergrundes sowie stets vorhandenen Diskontinuitäten
wie Schichtung, Klüftung und Störungen liegen in der Natur
keine optimalen Voraussetzungen vor. Die Erarbeitung von
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quantitativen Korrekturparametern in Anlehnung an Art
und Umfang der Abweichungen des Untergrundes im
Vergleich zu den optimalen Verhältnissen sowie deren
Integration in den Bohrprozess zur Steuerung des
Bohrlochverlaufes bietet einen realen Lösungsansatz
zur Lösung der angesprochenen Problemstellung.
Die beschriebenen Vermessungstechnologien
können helfen, die auftretenden Ungenauigkeiten
zu korrigieren, indem die Sprenganlage auf die
realen Bohrlochgeometrien angepasst wird. Die
Vermessungstechnologien liefern allerdings keine
Lösung des beschriebenen Hauptproblems. Sie
können nur nach Fertigstellung der Bohrung und mit
einem hohen zeitlichen und finanziellen Aufwand zu
einer Korrektur der Sprenganlage beitragen. Hinzu
kommt, dass erfahrungsgemäß in den meisten Fällen
eine Bohrlochvermessung erst nach der Fertigstellung
einer Reihe von Bohrungen durchgeführt wird. Somit
sind häufig direkt mehrere Bohrungen von einem
Verlaufen betroffen und eine geeignete Reaktion des
Bohrpersonals wird zusätzlich erschwert.
Im Rahmen dieser Forschung wird die Sonde „Pulsar
Blasthole Probe Mk3“ (vgl. Abbildung 2) für die Messung
des Neigungswinkels und des Azimut verwendet.
Die gemessenen Daten werden mit der Software
„Quarrypocket“ auf einem mobilen Handrechner „TDS
Recon X“ aufgezeichnet und anschließend auf einem
PC mit der Software „HoleDev.6“ prozessiert (vgl.
Abbildung 3).
Abb. 3:
Frontalansicht einer Bohrlochreihe mit erheblichen
Abweichungen, mit Hole Dev.6 generiert.
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Abb. 2:
Sonde „Pulsar Blasthole Probe Mk3“ mit „TDS Recon X“.
Trotz der Tatsache, dass das Verlaufen von Bohrlöchern und
die damit verbundenen Problematiken von Steinflug im Betrieb
bzw. von Immissionen in der Nachbarschaft ein betrieblich
fast alltägliches Problem darstellt, existiert hierfür bislang kein
befriedigender Lösungsansatz.
Weiterentwicklung des Rock Mass Drillind
Index vs. Neuentwicklung
Der RDi („Rock Mass Drilling Index“) ist ein Index, der
ursprünglich zur Bewertung
der Bohrbarkeit von Gesteinen
entwickelt wurde [5]. Der
ermittelte Indexwert gibt
Aufschluss über den zu
erwartenden Bohrfortschritt.
Dieser ist für die Planung und
Kalkulation der Bohrarbeit
von organisatorischem und
wirtschaftlichem Interesse, weil
sich daraus u.a. die Gesamtdauer
der Bohraktivität, die Bohrmeter
je Zeiteinheit und deren Kosten
ableiten lassen. Ziel dieses
Forschungsprojektes ist es
jedoch, ein Handlungskonzept
zum richtungsgenauen Abteufen
einer Sprengbohrung zu
erstellen. Der Bohrfortschritt ist
deshalb eher von sekundärem
bzw. mittelbarem Interesse.
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Technisch ist der RDI ein Bewertungssystem für
die Ermittlung des zu erwartenden Bohrfortschrittes.
Die Gesteinseigenschaften, die dafür von Bedeutung
sind, beinhalten physikalische Parameter (Körnung,
Gefüge), die Widerstandskraft (Mohs Härte, einaxiale
Druckfestigkeit) und strukturelle Parameter des
Gesteins (Kluftgröße, -einfallen, -füllung). Je nach
Ausprägung und Abhängigkeit des zu erwartenden
Bohrfortschrittes werden für die Parameter ordinal
skalierte Punkte vergeben. Die Bewertungsspanne
reicht von 7 bis 100 Punkten. Je höher der ermittelte
Punktwert ist, desto größerer bzw. schneller ist der
erwartete Bohrfortschritt. Die Tabelle 1 fasst die
Bewertung des RDi zusammen [5].
Die gesuchte Zielgröße dieses Projektes hat gemein
mit dem RDi, dass sie größtenteils von denselben
Parametern abhängt. Darüber hinaus sind aber noch
weitere geologische Einflussgrößen wie Störungszonen
und Schichtverläufe von Belang.
Abb. 4:
Klüfte und Störungen erschweren die Herstellung richtungsgenauer
Bohrlöcher; hier im Bild schräg einfallende Rhyolith-Säulen
durchbohrt mit einen Außenhammer.
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Tab. 1:
RDi, Klassifikation zur Bohrbarkeit von Gesteinen [5].
Rock mass drillability index (RDi) classification
Textur Porös Fragmentiert Granitoid Porphyrisch dicht
Korngröße - - > 5 mm 2-5 mm 0,05-1 &2-5 mm 0,05-1 mm
Bewertung 15 10 7 4 1
Mohs Härte
(Skalenwert)
1-3 3-4,5 4,5-6 6-7 >7
Beschreibung Sehr weich – weich Relative weich Relative hart Hart Sehr hart
Bewertung 18 13 9 4 1
Einaxiale
Druckfestigkeit [MPa]
1-25 25-50 50-100 100-200 >200
Beschreibung Sehr geringe Geringe Festigkeit Durchschnittliche Hohe Festigkeit Sehr hohe Festigkeit
Festigkeit
Festigkeit
Bewertung 22 16 11 6 2
Kluftabstand (a) >2 m 1-2 m 0,5-1 m 0,15-0,5 m 0-0,15 m
Bewertung 18 13 9 5 1
Kluftgröße & -füllung Geschlossene Kluft > 20 mm 12 – 20 mm 9 – 12 mm 2 – 9 mm
(b)
0-2 mm
Bewertung 15 10 7 4 1
Winkel zwischen Kluft
und Bohrlochachse
70° - 90° 55° - 70° 35° - 55° 20° - 35° 0° - 20°
Bewertung 12 8 6 3 1
Für den Fall, dass mehr als mehrere Kluftsysteme existieren, wird das vorherrschende Kluftsystem klassifiziert. Für den Fall
gleichbedeutender Kluftsysteme wird die durchschnittliche Bewertung für die Ermittlung des RDi herangezogen. In Grenzfällen ist
die jeweils niedrigere Klasse angemessen.
(a) Für regelmäßig geschichtete Gesteine wir eine Bewertung mit 12 angenommen aufgrund der leichten Bohrbarkeit.
(b) Für Kluftfüllungen aus Boden und sehr feinen Pulvern wird eine Bewertung mit 7 als angemessen erachtet.
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Die Frage, die sich nun stellt, ist, ob es sinnvoll ist, den RDi
zu erweitern und auf die Bedürfnisse des richtungsgenauen
Bohrens anzupassen. Der RDi gibt keine Empfehlung im
Sinne eines Handlungskonzeptes welches Bohrgerät in
Abhängigkeit des Gesteins gewählt werden sollte und
welche Maschinenparameter eingestellt werden müssen,
um gerade und präzise Bohrungen abzuteufen. Ergebnis
eines Handlungskonzeptes oder Bewertungssystems
müsste es daher sein eine konditionale Beziehung zwischen
den unveränderbaren (Geologie, Gesteinsmechanik),
den in Grenzen variablen Parametern (Maschinenwahl,
Betriebsparameter, Bohrlochgeometrie) und den während
des Bohrprozesses variablen Parametern (Andruck,
Drehzahl, Spüldruck, etc.) herzustellen. Ziel ist es also,
aus den gegebenen Einflussgrößen empirisch bestimmte
Werte herzuleiten, die die Richtungsgenauigkeit des
Bohrens prognostizieren und darüber hinaus Empfehlungen
für die Wahl der am besten geeigneten Maschine und
Korrekturempfehlungen für den Bohrprozess liefern.
Der zu entwickelnde Index knüpft insofern also an den
RDi an, dass er neben anderen auch die Gesteinsparameter
als Ausgangsgröße berücksichtigt. Allein die Gewichtung
und die Auswirkung auf die Zielgröße müssen neu bestimmt
werden, weil die Abhängigkeiten unterschiedlich geartet
sein könnten. Auf der grundsätzlichen Struktur und der
Idee des RDi kann aufgebaut werden. Beispielsweise
sinkt die Bohrbarkeit eines Gesteins je kleiner die Körnung
und je dichter die Textur ist (vgl. Tabelle 1). Hingegen
könnte eine grobe Körnung und weicheres Gestein eine
Ablenkung des Bohrstranges begünstigen. Die Bewertung
ist also nicht gleichgerichtet. Dennoch wird deutlich, dass
die ermittelten Parameter vergleichbar zum RDi in eine
Rangfolge gesetzt werden müssen, um eine Aussage
über die Häufigkeit einer Abweichung unter den jeweils
vorliegenden Bedingungen zu fällen.
Die Anforderungen an das zu entwickelnde
Handlungskonzept gewährleisten nicht eine vollständige
Prognose des Bohrlochverlaufes, sondern charakterisieren
vielmehr das zu entwickelnde Modell. Sie finden sich z.B.
auch in der Entwicklung des RDi wieder und lassen sich
reduzieren auf:
a) Überschaubare, geringe Anzahl an Parametern,
b) Vermeidung von Proportionalitäten und Redundanzen
(Multikollinearität),
c) Gruppierung der Parameter und
d) Einfache, praktische Handhabung vor Ort, [5].
Je mehr Parameter in die Prognose der zu erwartenden
Bohrlohabweichung einfließen, desto unüberschaubarer
wird der Index und desto komplexer gestaltet sich die
Ermittlung der optimalen Maschine, der Drehzahl, des
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Andruckes usw. Die Qualität des zu entwickelnden Modells
wird also u.a. durch den optimalen Grad der Abstraktion
und der Konzentration auf die einflussreichsten Größen
bestimmt. Ferner sollten sich die Werte vor Ort und auf
einfache Art und Weise bestimmen und übertragen lassen.
Die Übertragbarkeit der Ergebnisse auf verschiedene
Bohrtechniken und die örtlichen Gegebenheiten muss
ebenso gewährleistet sein und wird unter d) subsumiert.
Fraglich ist außerdem welche Aussagen das
Handlungskonzept liefern soll bzw. kann. Denkbar wären
z.B. folgende Prognosen:
• des genauen Bohrlochverlaufes: exakte Vorhersage
der x, y, z – Koordinaten für jeden Bohrmeter,
• der Abweichung: exakte Vorhersage der x, y –
Koordinaten für jeden Bohrmeter,
• der wahrscheinlichen Richtung der Abweichung:
„Bohrung verläuft in Richtung der Böschung/des
Gebirges/des Nachbarbohrloches“,
• der Wahrscheinlichkeit für eine absolute Abweichung:
„Verlaufen der Bohrung ist ausgeschlossen/
unwahrscheinlich/wahrscheinlich/sicher.“
Die Aussagen unterscheiden sich vor allem in der
Art der Skalierung. Während die ersten beiden Punkte
metrisch skalierte Aussagen treffen, ist der dritte (vierte)
Punkt nominal (ordinal - Rangordnung) skaliert. Während
metrische Aussagen auf metrischen Daten beruhen,
reichen für die ordinal bzw. nominal skalierten Aussagen
auch weniger parametrisierte Verfahren. Allerdings muss
dabei auf die zusätzliche Information verzichtet werden.
Die in Abbildung 5 vorgeschlagene Struktur des
zu entwickelnden Index orientiert sich am RDi. Den
Strukturparametern des zu durchbohrenden Gesteins
wird im RDi nicht die Aufmerksamkeit beigemessen, wie
es für eine Prognose der Richtungsgenauigkeit notwendig
wäre. Darum wurden zusätzlich zu den Kluftparametern
noch Schichtverläufe und Störungen eingefügt. In der
Theorie werden Bohrungen durch verschieden einfallende
Schichten unterschiedlich abgelenkt. So stellt sich der
Bohrkopf entweder senkrecht zum Schichtverlauf oder folgt
dem Schichtverlauf, je nachdem in welchem Winkel er auf
die Schicht auftrifft und welche physischen Eigenschaften
das durchbohrte Gestein hat.
Die vorgeschlagene Struktur des Indexes erlaubt
lediglich eine Prognose in Form einer Rangordnung
vergleichbar mit dem RDi, wie wahrscheinlich eine
Abweichung des Bohrendpunktes vom Sollendpunkt ist.
Die in der rechten Hälfte abgebildeten Parameter werden
in Abhängigkeit des Indexwertes ausgewählt und sollen
die Wahrscheinlichkeit einer Abweichung minimieren.
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Um darüber hinausgehend auch die Richtung und Stärke
der Abweichung prognostizieren und steuern zu können, ist
eine genaue Information über die Schicht- und Kluftverläufe
im zu durchbohrenden Gestein notwendig. Weil sich diese
innerhalb einer Bohrlochreihe stark unterscheiden können,
erscheint diese Art der Prognose sehr schwer. Vor allem
die Anwendbarkeit vor Ort durch das Bohrpersonal und der
notwendige Zeitaufwand sind vermutlich zunächst nicht
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Abb. 5:
Indexstruktur, in Anlehnung am RDi.
angemessen. Ergibt die Untersuchung hingegen, dass mit
einer signifikanten Wahrscheinlichkeit eine Prognose des
zu erwartenden Bohrendpunktes möglich ist, sollte diese
Information nicht vernachlässigt werden.
Mit dem bloßen
Auge lassen sich
Abweichungen und
bestimmte Tendenzen
selten feststellen.
Abbildung 6 zeigt
beispielhaft deutlich zu
erkennende, verlaufene
Bohrlöcher. Dennoch
ist aus der Betrachtung
der verlaufenen
Bohrlöcher weder eine
Tendenz noch eine
Handlungsempfehlung
ableitbar.
Abb. 6:
Bohrlochverläufe in
Sedimentgestein (Kalkstein);
drehendes Bohren. Deutlich zu
erkennende Abweichungen.
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Vorgehensweise und statistische
Versuchsplanung
Bevor Lösungsansätze für ein richtungsstabiles
Niederbringen von Bohrlöchern entwickelt werden
können, müssen die Hauptursachen für das Verlaufen
zweifelsfrei bestimmt werden. Denn nur durch Kenntnis
der Ursachen lassen sich Korrekturen am Bohrprozess und
der Betriebsmittel ermitteln. In den folgenden Absätzen soll
nun die Vorgehensweise bei der Versuchsplanung und der
Auswertung der gesammelten Daten erläutert werden.
Zur Ermittlung der Ursachen von nicht richtungsstabil
niedergebrachten Bohrungen wird ein Testprogramm
aufgelegt, bei dem möglichst alle relevanten Daten
aus den genannten Einflussbereichen der Geologie,
der Gesteinsmechanik, der Maschinentechnik, der
Abbauparameter, der Bohrlochgeometrie und dem
Bohrpersonal erhoben werden. Die Werte der Daten
sind jeweils unterschiedlich skaliert. Sofern es möglich
ist, sollten überwiegend metrisch skalierte Daten (z.B.
Bohrlochlänge in m oder Bohrandruck in bar) erhoben
werden, damit aus ihnen weitere Indikatoren berechnet
werden können. Es wird beispielsweise angenommen,
dass die Meißelform und die Hammertechnik (Imloch/
Außenloch/CopRod) einen signifikanten Einfluss auf die
Präzision des Bohrlochverlaufes haben. Diese und andere
Daten können jedoch nur nominal (kategorial) erfasst
werden.
Ein Problem stellt die Aufzeichnung der
maschinentechnischen Parameter dar. Kaum ein Gerät
bietet die Möglichkeit, den Bohrandruck, die Drehzahl,
den Schlagdruck, den Bohrfortschritt und den Spüldruck in
Abhängigkeit der Zeit aufzuzeichnen. Ist die Möglichkeit zur
Aufzeichnung der Daten nicht gegeben, bieten lediglich die
ungefähren Aussagen der Bohristen einen Anhaltspunkt
für die tatsächlichen Werte. In der Praxis variieren die
Bohrmaschinisten die Parameter und orientieren sich
dabei an ihrer Erfahrung, der subjektiven Wahrnehmung
und empirisch bestimmten Werten für den maximalen
Bohrfortschritt. Die Entscheidung für oder wider die
Veränderung des Andruckes und der Drehzahl ist somit
der subjektiven Einschätzung des Maschinisten bezüglich
des Bohrfortschrittes überlassen. Zur genauen Analyse
des Einflusses der Maschinenparameter scheint derzeit
eine Aufzeichnung der Daten jedoch unumgänglich.
Zunächst werden verschiedene Steinbrüche mit
verschiedener Genese des Gesteins ausgewählt, die über
dieselbe Maschinentechnik verfügen. Weil die identische
Technik jedoch nicht überall verfügbar ist, müssen einige
Lagerstätten mit einer abweichenden Maschinentechnik
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mit einbezogen werden. Als Vergleichsmaßstab wird
auch das drehende Bohren mit in die Untersuchung
einbezogen.
Ziel der Untersuchung mit der einheitlichen
Bohrtechnik aber variabler Genese ist es, geologische
und gesteinsmechanische Faktoren zu ermitteln,
die ein Verlaufen der Bohrung begünstigen bzw. die
richtungsgenaues Bohren ermöglichen. Die Lagerstätten
werden zu diesem Zweck nach ihrer Genese in
sedimentäre, magmatische (Vulkanite, Plutonite) und
metamorphe Lagerstättentypen gegliedert. Derzeit werden
Untersuchungen in den nachfolgenden Gesteinsarten
vorgenommen:
Sedimentär: Muschelkalk, Massenkalk.
Metamorph: Gneis, Granit-Gneis.
Magmatisch: Andesit, Rhyolith.
Die Bohrungen werden entweder von externen Firmen
oder vereinzelt mit eigenen Ressourcen durchgeführt.
Die Vergleichbarkeit der Bohrtechnik ist von besonderer
Wichtigkeit, um andere Ursachen als die Geologie für die
beobachteten Bohrlochverläufe ausschließen zu können.
In jedem der genannten Steinbrüche sollten mindestens
30 Bohrungen abgeteuft und mit der Vermessungstechnik
Boretrak der Firma MDL vermessen werden. Es sind
möglichst viele aber mindestens 30 Bohrungen notwendig,
um mit hinlänglicher Sicherheit von einer Annäherung
der Stichprobenvarianz an die unbekannte Varianz der
normalverteilten Variable ausgehen zu können.
Vor und nach der Sprengung wird die Wand geologisch
kartographiert, um Klüfte (Häufigkeit, Größe, Füllung,
Einfallen), Schichtungen (Einfallen, Mächtigkeit, Material)
und Störungen im durchbohrten Gestein detailliert zu
erfassen. Ferner werden Gesteinsproben genommen, die
auf ihr mechanisches Verhalten und das Gefüge (Struktur,
Textur) hin im Labor untersucht werden, sofern nicht auf
vorhandene Proben der Betriebe zurückgegriffen werden
kann.
In einem weiteren, darauffolgenden Schritt werden
nun Bohrungen in Steinbrüchen gleicher Genese mit
verschiedener Maschinentechnik untersucht. Besonderes
Augenmerk wird dabei auf die Art des Hammers
gelegt. Schließlich wird der Imlochhammertechnik
im Vergleich zur Außenhammertechnik eine größere
Genauigkeit nachgesagt, die überprüft werden soll.
Neben der Aussage, welches Bohrgerät sich besser für
richtungsstabile Bohrungen eignet, ist es das Ziel, die
Bohrparameter zu bestimmen, die eine Bohrung verlaufen
lassen. Weil die Mittelwerte der Bohrlochabweichungen
aufgrund der Geologie und Gesteinsmechanik aus
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der vorherigen Stichprobe bekannt sind, kann eine
signifikant darüber hinausgehende oder darunter liegende
Abweichung auf die unterschiedliche Maschinenauswahl
und Parametereinstellung zurückgeführt werden.
„Semivariabel“ sind die Parameter für die Auswahl der
Maschinentechnik. So lassen sich wie bereits gesagt die
beiden Techniken Imlochhammer und Außenlochhammer
unterscheiden. Das COPROD-System der Firma Atlas
Copco steht für diese Untersuchung nur begrenzt zur
Verfügung, weil bisher nur ein Betrieb in der Bundesrepublik
Deutschland diese Technik anwendet. Darüber hinaus
können verschiedene Meißelformen, Bits (sphärisch,
ballistisch, semiballistisch) und Gestänge (Durchmesser,
Pilotrohr etc.) verwendet werden. In den Grenzen der
Maschineneigenschaften sind die Bohrparameter wie
z.B. der Andruck und die Drehzahl auch während des
Bohrprozesses „variabel“, wenngleich diese in der Regel
kaum variiert werden.
Geht man davon aus, dass die Bohrlochabweichungen
normalverteilt sind und die Varianz und der Erwartungswert
unbekannt sind, müssen diese Werte mit Hilfe der
Stichprobe ermittelt werden. Der Stichprobenumfang
sollte dafür über 30 Bohrungen möglichst aus einer Sohle
Ausgabe 02 | 2010
Abb. 7:
Histogramm der
2D-Bohrlochabweichung
weichen Gestein.
TECHNOLOGIETRANSFER
einem Steinbruch umfassen, damit eine Normalverteilung
der Variable „Bohrlochabweichung“ angenommen werden
kann. Die Abweichung der Bohrungen im zweiten Schritt
können dann belastbar mit den Ergebnissen des ersten
Tests verglichen werden. Ändert sich die Abweichung
signifikant, ist es wahrscheinlich, dass die veränderte
Maschinentechnik dafür ursächlich ist.
Die Abbildung 7 zeigt beispielhaft das Histogramm
nicht repräsentativer, absoluter Bohrlochabweichungen
(vgl. Abbildung 8) in einem Steinbruch. Es ist deutlich zu
erkennen, dass die absolute Abweichung (gemessen in
xy-Richtung) um einen Mittelwert (hier 0,81 m) gestreut
ist. Aus der Stichprobe von 62 Bohrungen auf einer Sohle
wurde die Varianz berechnet. Es ist in der rechten Grafik
zu erkennen, dass es eine überwiegende Tendenz zum
Verlaufen der Bohrlöcher im Azimut nach rechts und der
Neigung nach hinten, gibt (Y-Achse: Abweichung der
Bohrwinkel/Neigung; X-Achse: Abweichung im Azimut).
Für die Untersuchung ist in erster Linie die Abweichung
der Bohrung im Bohrwinkel (y-Richtung) und im Azimut
(x-Richtung) von Interesse. Die Abweichung in der
Höhe (z-Richtung) resultiert im Allgemeinen lediglich
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30

aus den Richtungsverläufen der xy-Richtung, weil die
Bohrlochlänge relativ einfach (über die Gestängemeter)
überwacht werden kann. Das heißt, wenn der Azimut und
der Bohrwinkel den Vorgaben entsprechen, gilt das auch
für die Bohrlochlänge, weil bei geradem Bohrlochverlauf
die leicht zu messenden Bohrmeter die Teufe bestimmen.
Aus der statistischen Untersuchung der ersten
beiden Verfahrensschritte sollte hervorgehen, welche
Faktoren maßgeblich (signifikant) für eine Ablenkung
des Bohrstranges verantwortlich sind bzw. durch die
Veränderung welcher Einflussgrößen eine größere
Richtungsstabilität der Bohrung erreicht werden kann. Die
gewonnenen Erkenntnisse fließen dann in eine Empfehlung
zur Korrektur der Bohrparameter in Abhängigkeit der
geologischen Gegebenheiten ein. Das Ziel sollte sein,
dadurch eine signifikante Reduktion der Abweichungen
zu bestätigen. Die Verifizierung der Ergebnisse wird in
einem letzten Test in denselben Steinbrüchen/Tagebauen
durchgeführt.
Ausgabe 02 | 2010
TECHNOLOGIETRANSFER
Abb. 8:
Streudiagramm der
2D-Bohrlochabweichung
weichen Gestein.
Neben der absoluten Bohrlochabweichung in xy-
Richtung ist es von Interesse, ob die Abweichungen eine
Tendenz in eine bestimmte Richtung aufweisen oder ob
man zumindest ein gewisses Muster wiedererkennen
kann. Für die Richtung der Abweichung wird gemeinhin
der Winkel verantwortlich gemacht, mit dem der Bohrkopf
auf unterschiedlich harte Gesteinsschichten, Klüfte und
Störungen trifft. Darum ist sowohl der Neigungswinkel
der Bohrung als auch das Einfallen und Streichen von
Schichten und Klüften von Bedeutung. Um die Richtung der
Abweichung bestimmen zu können, erscheint eine weitere,
separate Analyse angebracht. Die unterschiedlichen
Lithologien zwischen den Sohlen eines Steinbruches
und auch innerhalb einer Bohrreihe machen es nahezu
unmöglich vergleichbare Bedingungen zu testen, zu
wiederholen und zu validieren. Die Herausforderung
besteht darin, für jedes Bohrloch teufenabhängige Daten
in definierten Abständen aufzuzeichnen, um daraus eine
Gesetzmäßigkeit abzuleiten. Diese Möglichkeit ist technisch
zurzeit nicht gegeben. Die Smartrig® Technologie der
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Firma Atlas Copco bietet mit dem Werkzeug „Measure
While Drilling“ die bislang einzige den Autoren bekannte
Möglichkeit der Aufzeichnung. Diese Technologie ist
jedoch noch nicht verbreitet in der Steine und Erden
Industrie.
Datenauswertung
Die statistische Datenauswertung lässt sich
größtenteils mit der Software Excel der Firma Microsoft
durchführen. Statistica (Firma StatSoft) o.ä. Programme
verfügen über weitergehende statistische und grafische
Analysewerkzeuge, die eventuell notwendig werden.
Verschiedene statistische Methoden sollen die
Modellbildung unterstützen. Bevor eine Aussage über
einen quantitativen Zusammenhang gemacht werden
kann, wird die absolute Abweichung in Abhängigkeit von
den zuvor bestimmten Faktoren zunächst grafisch auf ein
Vorhandensein und die Stärke der linearen Korrelation
hin untersucht. Zu diesem Zweck werden die absoluten
Abweichungen der Bohrlöcher in vergleichbaren Teufen
von 5, 10, 15, 20, 25 und 30m den Bohrlochparametern
(Durchmesser, Winkel, etc.), den Gesteinseigenschaften,
der Geologie und den Bohrdaten (Andruck, Drehzahl,
Spüldruck, Schlagenergie, etc.) gegenübergestellt. Dabei
muss den unterschiedlichen Skalenniveaus Rechnung
getragen werden, indem man angepasste Verfahren
verwendet.
Die Korrelation wird zunächst auf Signifikanz geprüft.
Dadurch soll ausgeschlossen werden, dass die ermittelten
Zusammenhänge rein zufällig zustande gekommen sind.
Nach Ablehnung dieser Hypothese, wird geprüft, ob
ein linearer Zusammenhang besteht. Zu diesem Zweck
sollte im Voraus eine Grenze für den absoluten Wert
des Korrelationskoeffizienten (z.B. I r xy I ≥ 0,5) bestimmt
werden, ab den von Linearität ausgegangen wird. Im
dritten Schritt wird die Stärke und Richtung der linearen
Korrelation untersucht. Grafisch lassen sich der zweite
und dritte Schritt auch anhand eines Streudiagrammes
überprüfen. Ist kein linearer Zusammenhang der
untersuchten Größen erkennbar, könnte dennoch ein
logarithmischer, exponentieller oder anderweitiger nichtlinearer
Zusammenhang bestehen, was wiederum grafisch
mit Hilfe einer Trendlinie überprüft wird.
Sind die Art und die Stärke des Zusammenhanges
der zu untersuchenden Größen bestimmt und lassen sie
sich kausal begründen, wird eine Regressionsanalyse
durchgeführt. Dabei werden die mit Hilfe der „Kleinste-
Quadrate-Methode“ (kurz: KQ-Methode, engl.: OLS-
Method) bestimmten Parameter mit dem sogenannten
„F-Test“ und dem „T-Test“ auf Signifikanz geprüft.
Ausgabe 02 | 2010
TECHNOLOGIETRANSFER
Die absolute Abweichung des Bohrloches lässt sich mit
Hilfe der Regression als abhängige Variable von einigen
unabhängigen Einflussparametern schätzen. Dabei sollten
Multikollinearitäten vermieden werden. Diese entstehen,
wenn erklärende Variablen in einem bestimmten linearen
Verhältnis zu anderen unabhängigen Größen stehen. So ist
die Drehzahl des Bohrers beispielsweise proportional zur
Schlagzahl. Auch für die Gesteinseigenschaften lassen sich
einige Abhängigkeiten bestimmen. So kann es ausreichen,
lediglich die Mohs Härte und die einaxiale Druckfestigkeit
als Parameter für die Bewertung der Eigenschaften des
Gesteins zu ermitteln, weil sie in einem Zusammenhang mit
Größen wie der Dichte, der Porosität, der Elastizität, der
Kornform/-größe und anderen Indikatoren stehen [7].
Ziel der Regressionsanalyse ist es, absolute
Bohrlochabweichungen mit einer bestimmten Sicherheit
in Abhängigkeit der gegebenen geologischen und
betrieblichen Parameter voraussagen zu können.
Ausblick und Zeitplan
Anders als frühere Forschungsansätze in der Literatur
liegt das Ziel der Untersuchung nicht in der Erklärung
der theoretischen physikalischen Ursachen für die
Abweichung (wie z.B. [8], [9], [11], [12]). Vielmehr sollen die
angenommenen Ursachen für Bohrlochungenauigkeiten
statistisch untersucht werden und mit Hilfe der Datenbasis
nach grundsätzlichen Erklärungsmustern gesucht bzw.
die Theorien für das drehschlagende Bohren verifiziert
werden. Im Anschluss daran sollen die aufgedeckten
Zusammenhänge zwischen den gebirgsmechanischen,
geologischen, betrieblichen und bohrtechnischen
Parametern und der Bohrlochabweichung auf Grundlage
der gesammelten Daten quantifiziert werden. Letztere ist die
Voraussetzung für die Entwicklung von Korrekturfaktoren,
die das Verlaufen von Bohrungen minimieren.
Es besteht die Möglichkeit, dass die theoretischen
Annahmen für die Ursachen einer Abweichung nicht die
beobachteten Bohrlochverläufe erklären können. Gänzlich
unsystematische Zusammenhänge können ebenfalls nicht
mit der Methode der kleinsten Quadrate erklärt werden.
Das würde einerseits eine Revidierung des angenommenen
Modells und/oder eine veränderte neue Datenauswahl und
–aufnahme bedingen.
Als Zeitplan für die Datenaufnahme ist ein Zeitraum
von vier Monaten von Anfang Januar bis Ende April 2010
geplant. Witterungs- und betriebsbedingte Ruhezeiten
der Bohr- und Sprengaktivitäten stellen ein Risiko für die
Einhaltung des Zeitplanes dar. Ein weiteres Hindernis liegt
in der Verfügbarkeit der Bohrmaschinen für vergleichende
Analysen begründet. Ist es nicht möglich während des
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laufenden Betriebes statistisch verwertbare Vergleiche
zwischen Imloch- und Außenhämmern innerhalb eines
Betriebes anzustellen, werden auch die Ergebnisse nur
auf die überwiegend verwendete Bohrhammertechnik
der Außenlochhammer angewendet werden können. Die
Auswahl der Steinbrüche ist damit durch die Verfügbarkeit
der vergleichbaren Maschinentechnologie und der
Steinbrüche vergleichbarer geologischer Formation
reduziert.
Literaturverzeichnis
[1] Atlas Copco: Informationsmaterial der Firma
Atlas Copco: Hydraulic Rock Drills, COP 4050-Series,
http://pol.atlascopco.com/SGSite/SGAdminImages/
PrintedMatters/3396.pdf, abgerufen am:08.01.2010.[
2] Breithaupt: Informationsmaterial der Firma
Breithaupt, http://www.breithaupt.de/produkte/steinbruchmessinstrumente/bruchwand-laser-vermessungssystem/
lapro-ii/ und http://www.breithaupt.de/produkte/steinbruchmessinstrumente/optischer-haendgefaellmesser/necli/,
abgerufen am: 21.12.2009.
[3] Glötzl Baumesstechnik: Informationsmaterial
der Firma Glötzl Baumesstechnik; http://www.gloetzl.org/
homepage/deu/pdf/P075.01.01.00.00.001R01.pdf,
am: 21.12.2009.
abgerufen
[4] Gustafson, R.: Blasting Technique. Wien: Dynamit
Nobel Gesellschaft, 1981.
[5] Hoseinie, S.H./Aghbabaei, H./Pourrahimian, Y.:
Development of a new classification system for assessing of
rock mass drillability index (RDi). Int J Rock Mech Min Sci 45
(2008), S. 1-10.
[6] Kerber, R./Tudeshki, H./Rebehn, T.:
Untersuchungen zum richtungsstabilen Niederbringen
von Sprengbohrlöchern im Hartgestein, AI-Aggregates
International, 04/2007.
[7] MDL Boretrak: Informationsmaterial der Firma
MDL „Cabled Boretrak®“; http://www.mdl.co.uk/laser_
systems/cabled-boretrak-/index.html,
21.12.2009.
abgerufen am:
[8] Murphey, C.E./Cheatham, J.B.: Hole deviation
and drill string behaviour. Soc. Petrol. Engrs J. 6 (1966), S.44-
53.
[9] Rollins, H. M.: Straight hole drilling. World Oil 156
(1963), S.113 – 119.
[10] Sandvik Tamrock Corp.: Rock Excavation
Handbook, 1999.
[11] Singh, S.P.: The effects of rock mass
characteristics on blasthole deviation. CIM Bulletin Vol. 91,
January (1998), No 1016, S.90-95.
[12] Sinkala, T.: Hole Deviations in Percussion
Drilling and Control Measures - Theoretical and Field Studies,
Dissertation Lulea University of Technology, 1989.
Ausgabe 02 | 2010
TECHNOLOGIETRANSFER
[13] Steinbruchs-Berufsgenossenschaft:
Vermessung und Berechnung von Großbohrlochsprengungen.
Schriftenreihe
Ausgabe 9 (1995).
der Steinbruchsberufsgenossenschaft,
[14] Steinbruchs-Berufsgenossenschaft: B o h r -
und Sprengtechnik. Aus: Die Industrie der Steine und Erden,
Ausgabe 1/99.
[15] Thum, W.: Sprengtechnik im Steinbruchsund
Baubetrieb. Wiesbaden, Bauverlag, 1978.
[16] Tudeshki, H.: Vorlesungsunterlagen zur
Vorlesung Spezialbohrtechnik.
[17] Tudeshki, H.: Vorlesungsunterlagen zur
Vorlesung Tagebautechnik I und III.
[18] Wild, H.W.: Sprengtechnik, Glückauf-
Betriebsbücher Band 10, 1984.
[19] Wirth – Maschinen- und Bohrgerätefabrik GmbH:
Bohrtechnisches Handbuch, Version 1.0, 2002.
Univ.-Prof. Dr.-Ing. habil. Hossein H. Tudeshki
studierte am Mining College of Schahrud,
Iran. Nach mehrjähriger Tätigkeit in der
Bergbauindustrie absolvierte er 1989 das
Bergbaustudium an der RWTH Aachen. Von
1992 bis 2001 war er Oberingenieur am Institut
für Bergbaukunde III der RWTH Aachen
mit dem Arbeitsschwerpunkt Tagebau-
und Bohrtechnik. Er promovierte 1993 und
habilitierte sich 1997. Von 1997 bis zu seiner Ernennung zum
Universitätsprofessor war er als Dozent für das Fach Tagebau auf
Steine und Erden tätig. 1998 wurde ihm die Venia Legendi für dieses
Fach an der RWTH Aachen verliehen. 2001 wurde er zum Professor
für Tagebau und Internationaler Bergbau an der TU Clausthal
ernannt. Neben dem Tagebau und internationalem Bergbau
bildet u.a. die Spezialbohrtechnik mit den Anwendungsfeldern
Brunnenbau, Microtunneling, pipe jacking und HDD-Technologie
einen Schwerpunkt seiner Lehr- und Forschungstätigkeit.
| tudeshki@tu-clausthal.de | www.bergbau.tu-clausthal.de |
Dipl.-Vw., M.Sc. Mirco Kappler, geboren
1978 in Berlin, beendete 2005 an der
Universität Potsdam das Studium der
Volkswirtschaftslehre, bevor er 2009
den Masterstudiengang technische
Betriebswirtschaftlehre mit dem
Schwerpunkt Rohstoffgewinnung an
der Technischen Universität Clausthal
abschloss. Seit November 2009 ist er als
wissenschaftlicher Mitarbeiter am Lehrstuhl für Tagebau und
Internationaler Bergbau des Institutes für Bergbau der Technischen
Universität Clausthal beschäftigt.
| mirco.kappler@tu-clausthal.de | www.bergbau.tu-clausthal.de |
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Erschließung Steinbruch „Rüti“
Ausgabe 02 | 2010
TECHNOLOGIETRANSFER
RAISEBOHREN IN DER SCHWEIZ
Rotzloch – eine Baustelle mit herrlicher Aussicht. (Foto: Mitarbeiter TS Gruppe)
S
eit sieben Jahren führt Thyssen Schachtbau Raisebohrarbeiten in der Schweiz
durch. Der Einstieg gelang mit dem Auftrag des Teufens von Schacht II in Sedrun
für das Gotthard-Basistunnel-Projekt im Jahr 2002. Nachdem Schacht I konventionell
abgeteuft wurde, sollte Schacht II mit einer Schachtbohrmaschine geteuft werden. Für
dieses Verfahren ist ein Pilotloch notwendig, damit das beim Schachtbohren anfallende
Haufwerk durch Schwerkraft nach unten abgefördert werden kann. Das Bohren des
Pilotlochs erfolgte mit einer Raisebohranlage HG 330. Nach diesem für alle Beteiligten
sehr erfolgreichen Projekt folgten weitere Einsätze. Die drei letzten sollen nachfolgend
näher betrachtet werden.
Der zu erschließende Steinbruch Rüti befindet sich
nahe des Steinbruchs Rotzloch im Kanton Nidwalden. Im
neuen Steinbruch Rüti wird wie im Rotzloch Kieselkalk
abgebaut. Der Felsen wird lokal gesprengt und mittels
einer Vorbrecheranlage auf die Größe von max. 350 mm
Kantenlänge zerkleinert. Dieses Material wird in einen
Vertikalschacht verstürzt und zwischengebunkert. Der
Vertikalschacht wird vollgefüllt, damit das Material nicht
durch den Aufprall zerstört wird. Am unteren Ende des
Vertikalschachtes ist eine Installationskammer. Dort wird
das Gestein automatisch auf ein Förderband umgeleitet
und läuft durch den Tunnel Rüti, quert die Rotzschlucht
und erreicht nach dem kurzen Tunnel Rotzloch die neue
Übergabestation im heutigen Steinbruch Rotzloch.
Von dort gelangt es auf einem weiteren Förderband
ins Schotterwerk, um zu Schotter und Hartsplitt
weiterverarbeitet zu werden.
Für die Errichtung des Vertikalschachtes wurde der
Bereich Schachtbau und Bohren angefragt und mit
der Ausführung beauftragt. Der Schacht hat eine Teufe
von 130 m, einen Durchmesser von 3,0 m und sollte im
Raisebohrverfahren hergestellt werden.
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Projektverlauf
Nachdem die Tunnelunterfahrung und die
Installationskammer (die so genannte Bergebox) inklusive
Betonausbau bereits vollständig hergestellt waren, kam
die Raisebohrmaschine HG 250 der Herstellerfirma Wirth
zum Einsatz.
Das Bohrgerät wurde auf dem vorbereiteten
Bohrfundament über Tage montiert. Hinsichtlich der
Zielgenauigkeit bestanden hohe Anforderungen – die
Pilotbohrung musste die Kalotte der Installationskammer
mittig treffen. Um diesen hohen Anforderungen zu
entsprechen, entschloss sich die Thyssen Schachtbau
GmbH für den Einsatz eines Rotary-Vertical-Drilling-
Systems (RVDS).
Vor dem Einsetzen des RVDS musste auf Grund der Länge
des Steuerwerkzeugs zunächst ein vertikaler Bohrabschnitt
von ca. 6 m Länge mit stabilisierter Bohrwerkzeuggarnitur
geteuft werden.
Die Pilotbohrung wurde mit dem im Bohrstrang
enthaltenen RVDS sofort auf den für das Raisebohren
erforderlichen Durchmesser von 12¼“ (311 mm) abwärts
gebohrt.
Nach dem untertägigen Durchschlag der Raisebohrung
wurde der Pilotbohrmeißel demontiert und der
Raisebohrkopf in der Installationskammer montiert. Im
Anschluss erfolgte die eigentliche Erweiterungsbohrung
durch drehendes Aufwärtsführen des Bohrstranges mit
Erweiterungsbohrkopf auf den Enddurchmesser 3,00 m.
Ausgabe 02 | 2010
TECHNOLOGIETRANSFER
Nach dem Erreichen des Durchschlagpunktes über
Tage wurden die Raisebohrmaschine und anschließend
der Erweiterungsbohrkopf demontiert.
Mit der Firma Gasser Felstechnik AG als Auftraggeber
bestand über den gesamten Projektverlauf eine sehr gute
Zusammenarbeit. Das Projekt wurde dadurch sehr zügig
abgearbeitet, so dass ein Bohrfortschritt von 20 m pro
Tag beim Erweitern erreicht wurde. Alle Arbeiten wurden
termingerecht abgeschlossen.
Die Lage des Bohrplatzes, 630 m über NN, mit der
vorhandenen Infrastruktur und den sehr schmalen
Bergstraßen stellte hohe Anforderungen an den Transport
sowie den Auf- bzw. Abbau der Bohrmaschine.
Aber auch solche Schwierigkeiten, wie Spülungsverlust
während der Bohrarbeiten, konnten aufgrund der sehr
guten Zusammenarbeit gelöst werden. In diesem Fall
sprangen Bauern aus der näheren Umgebung mit ihren
Wasserwagen ein bzw. die örtliche Feuerwehr half mit
einer Pumpe aus, denn woher bekommt man so schnell
das zum Bohren notwendige Wasser in 630 m Höhe im
abgelegenen Landschaftsbereich, am Fuße der Alpen.
Teilweise entschädigt für diesen ungewöhnlichen
Bohrplatz mit seinen sehr spezifischen Anforderungen
wurde man natürlich durch die herrliche Aussicht und
seiner Nähe zum Vierwaldstättersee.
Gebohrt wird rund um die Uhr, auch in der Nacht.
(Foto: Mitarbeiter TS Gruppe)
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Links: Raisebohrmaschine Robbins 73
mit Steuerstand
(Foto: Mitarbeiter TS Gruppe)
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Rechts und unten: Pilotbohrung
mit Bohrspülung
(Foto: Mitarbeiter TS Gruppe)
ARGE Druckleitung Schattenhalb 3
Am 18.06.2008 begannen die Bauarbeiten für das
31 Mio. CHF teure Wasserkraftwerk Schattenhalb 3.
Die Bauzeit für die neue Anlage wird voraussichtlich
zweieinhalb Jahre dauern. Die ARGE Schattenhalb mit
den Partnern Gasser Felstechnik AG, Frutiger AG und
Montagen AG bekam den Zuschlag zur Ausführung der
Ausbrucharbeiten und Montage der Druckleitung. Die
Variante der ARGE sieht dabei auch einen ca. 280 m
Schrägschacht im Raisebohrverfahren mit ca. 37° Neigung
aus der Vertikalen und einer Höhendifferenz von ca. 218 m
vor. Für dieses Raisebohrloch hat die Thyssen Schachtbau
GmbH, Niederlassung Schweiz, den Zuschlag erhalten und
als Subunternehmer die Niederlassung Schweiz der Firma
Edilmac aus Italien beauftragt.
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Projektverlauf
Die Arbeiten zum Erstellen der Pilotbohrung haben
am 10.03.2009 begonnen und wurden bis zum 23.03.2009
abgeschlossen. Das vorliegende Gebirge ist weitestgehend
standfest, weist eine hohe einaxiale Druckfestigkeit im
Bereich von 120 bis 200 MPa mit geringem Schichteinfallen
auf. Auf Grund der Lage des späteren Schrägschachtes
wurde kein hoher Überlagerungsdruck im Gebirge
erwartet. Das eingesetzte Bohrgerät ist eine Robbins 73
der Herstellerfirma Atlas Copco.
Das Pilotloch wurde zunächst mit einem
Warzenrollenmeißel, einem Bohrdurchmesser von 12¼‘‘,
37° geforderter Abweichung von der Vertikalen und 283
m Länge, erstellt. Zum Austrag des Bohrkleins wurde
Frischwasser mit bis zu 1.200 l/min und einem Druck von ca. 5
bar eingesetzt. Auf der Fundamentplatte vor dem Bohrgerät
wurde eine Auslaufrinne geschaffen und die
Bohrspülung mit Bohrklein in das erste von 3
Absetzbecken geleitet.
Die eingesetzte Bohrgarnitur bestand
aus dem benannten Rollenmeißel,
Rollenstabilisator, Stabilisatoren
und Bohrstangen mit 11¼‘‘ und 10‘‘
Durchmesser.
Bereits bei der Planung der Raisebohrung
wurde sich auf Grund der wirtschaftlichen
Betrachtung seitens der ARGE Druckleitung
Schattenhalb gegen den Einsatz eines
Richtbohrsystems entschieden. Die
Arbeiten im Zugangsstollen, der zum
Schachtfuß führt, wurden ca. 40 m vor dem
Pilotbohrung mit Bohrspülung
(Foto: Mitarbeiter TS Gruppe)
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geplanten Zielbohrpunkt eingestellt, so dass
mit den letzten notwendigen Abschlägen im
konventionellen Bohr- und Sprengbetrieb eine
Anpassung des Stollenverlaufs zur Pilotbohrung
erfolgen konnte. Der Bohrlochverlauf und die
Koordinate im Bohrlochtiefsten wurden zuvor
zu diesem Zwecke vermessen.
Die Aufweitung der Pilotbohrung zum
Ausbruchsdurchmesser von 3,05 m ist
aufwärts geführt mit einem Raisebohrkopf
der Firma Sandvik aus der untertägigen
Installationskammer des Zugangsstollens
erfolgt. Im Gegensatz zur Pilotbohrung wurde
beim Aufweiten des Schrägschachtes eine
geringe Spülungsmenge von ca. 30 l/min
zum Bedüsen des Haufwerks und Reinigen
des Bohrwerkzeugs benötigt. Das beim
Raisebohren anfallende Haufwerk wurde am
Schachtfuß mittels Radfahr lader weggeladen.
Trotz technischer Probleme, dem Versagen
einer Gestängeverbindung nach 142
Bohrmetern, erreichte der Raisebohrkopf am
24.06.2009 den Schachtkopf. Beim Erweitern
auf den Ausbruchdurchmesser von 3,05 m hat
sich das anstehende Gebirge entsprechend der
geologischen Vorhersagen als sehr standfest
erwiesen, so dass nach der Fertigstellung
des Raisebohrschachtes eine sehr saubere
Gebirgskontur ohne Ausbrüche zu sehen war.
Nach der Aufweitung des
Raisebohrschachtes mit einer Länge von
258,50 m wurde der Raisebohrkopf abgespannt,
gesichert und die Robbins 73 deinstalliert.
Der obere Bereich des Schachtkopfes wurde
mittels Hydraulikbagger und Hydraulikhammer
ausgespitzt, der 12 t schwere Raisebohrkopf
unter dem Einsatz eines Mobilkrans aus
dem Schacht gehoben und zum Abtransport
verladen.
Zusammenfassend können wir als Thyssen
Schachtbau GmbH das erfolgreiche Erstellen
des Druckleitungsschachtes Schattenhalb 3 in
der Zeit vom 9. März bis zum 29. Juni 2009 in
guter Kooperation mit dem Auftraggeber und
Nachauftragnehmer vermelden.
Ausblickend wird der Schrägschacht
entsprechend der geologischen
Situation Gebirgssicherungsklassen
zugeordnet, mit Ankern und Spritzbeton
gesichert. Abschließend werden eine
korrosionsgeschützte Druckstahlleitung
DN1000, eine Wartungstreppe sowie
Kabelschutzrohre installiert.
Ausgabe 02 | 2010
Der Raisebohrkopf verlässt das
Tageslicht Richtung Installationskammer...
(Foto: Mitarbeiter TS Gruppe)
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Der Stollen erreicht die Pilotbohrung,
der Meißel kann nun gegen den Bohrkopf
getauscht werden.
(Foto: Mitarbeiter TS Gruppe)
… und erblickt nach getaner Arbeit wieder das Tageslicht.
(Foto: Mitarbeiter TS Gruppe)
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Raisebohrung für das
Wasserkraftwerk am
Taschinasbach
Zur Erstellung eines
Druckausgleichschachtes, dem so genannten
Wasserschloss, des Wasserkraftwerkes
Taschinas wurde vom Bauherren, der Rätia
Energie AG, das Raisebohrverfahren präferiert.
Im April 2009 wurde die Timdrilling von der
bauausführenden Arbeitsgemeinschaft
„GrischaTaschinas“ mit der Erstellung der
Raisebohrung beauftragt.
Der Bohrstandort liegt auf ca. 1000 m über
dem Meeresspiegel, am Hang der Deponie
Plileisch, nördlich der Ortschaft Seewis-Dorf
im Prättgau. Die Zufahrt zur Baustelle besteht
aus einer schmalen, steilen Straße mit diversen
Spitzkehren, was den Antransport sämtlicher
Ausrüstung erschwert.
Auf der Deponie soll im Verlauf der Arbeiten
das Ausbruchsmaterial der zu erstellenden
unterirdischen Hohlräume (Druckschächte,
Wasserschloss usw.) gelagert werden.
Bereits die Vorbereitung zum Erstellen
des Bohrplatzes wurde durch die
Geländeoberfläche (Hanglage) und das
anstehende Deckgebirge erschwert. Die
oberen 9 m des Deckgebirges bestehen aus
quartären Lockergesteinsschichten und teils
tonig-bindigen Material.
Zur Stabilisierung des benannten
Deckgebirgsbereiches wurde eine ringförmige
Bohrpfahlwand bis zur Tiefe des anstehenden,
festen Gebirges erstellt. Der Innenbereich des
Bohrpfahlringes wurde ebenfalls zementiert.
Die Aufstellfläche des Bohrgerätes wurde aus
lagenweise verdichtetem Ausbruchsmaterial
und einer Fundamentplatte erstellt. Die
Fundamentplatte wurde so ausgelegt, dass die
Zugkräfte der verankerten Raisebohrmaschine
beim Pilotbohren und die Druckkräfte beim
eigentlichen Erweiterungsbohren aufgenommen
werden können. Das Betonfundament dient
nicht nur als Widerlager beim Einsatz des
Bohrgerätes, sondern verteilt die Auflast der
Maschine so, dass eine Sicherheit gegen
Einsinken und Kippen vorhanden ist.
Ausgabe 02 | 2010
Bohrplatz
Wasserschloss
nördlich Seewis-Dorf,
Bohrfundament und
Bohrpfahlpositionen
für Gebirgsvergütung.
(Foto: Mitarbeiter TS
Gruppe)
Installation der HG 160-2
Bohranlage.
(Foto: Mitarbeiter TS Gruppe)
Oben: Drehbohrkopf der HG 160-2 mit
Gestängegeber.
Unten: Durchschlag der Pilotbohrung,
Erweiterungsmeißel montiert.
(Foto: Mitarbeiter TS Gruppe)
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Projektverlauf
Zum Erstellen des
Wasserschlosses war es
erforderlich, 48,8 m vertikal
zu bohren und dabei unter
Tage punktgenau die Firste
der Installationskammer zu
erreichen. Seitens Timdrilling und
an Hand der Informationen zur
geologischen Situation wurde
diese Bohrung ohne Einsatz eines
Richtbohrsystems angeboten.
Der Bohrstrang wurde dazu beim
Pilotbohren mit 12¼’’ Durchmesser
mit 5 Stabilisatoren von jeweils 1,5
m Länge versteift. Eine Führung
des Bohrstranges ist in den
ersten 9 m Bohrmetern vor allem
durch die homogene Zementation
der Bohrpfähle gewährleistet
gewesen.
Als Bohrspülung wurde
Frischwasser ohne zusätzliche
B o h r s p ü l u n g s k o m p o n e n t e n
eingesetzt und im Kreislauf über
ein Absetzbecken mit 30 m³
Fassungsvermögen gepumpt. Die
Pilotbohrung ist in 1,5 Arbeitstagen
fertig gestellt worden.
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38

Anschließend wurde in der untertägigen
Installationskammer der Erweiterungskopf, ein CRH3 mit
1,05 m Schneiddurchmesser der Firma Sandvik, montiert
und das Bohrloch von unten nach oben innerhalb von 1,5
Arbeitstagen aufgeweitet.
Rückblickend lässt sich zusammenfassen, dass die
Bohrung exakt, entsprechend der Anforderungen und zur
vollen Zu friedenheit des Auftraggebers erstellt worden ist.
Es wurden beim Bohren keine unerwarteten geologischen
Bedingungen angetroffen.
Ausblickend wird das Wasserschloss durch den
Auftraggeber mit einer zentrierten Stahlvorrohrung
DN800 versehen und mit Betonsuspension im Ringraum
hinterfüllt.
Auch hier Lob und Dank an den Auftraggeber für die
hervorragende Vorbereitung und den projektbegleitenden
Service.
Stolleneingang zur Installationskammer.
(Foto: Mitarbeiter TS Gruppe)
Ausgabe 02 | 2010
Autoren:
Tilo Jautze & Joachim Gerbig
Fazit
TECHNOLOGIETRANSFER
Mit den dargestellten Projekten hat sich die Thyssen
Schachtbau GmbH im Alpenraum einen guten Ruf als
leistungsstarkes und zuverlässiges Raisebohrunternehmen
erworben.
Mehrere Projekte im Wasserkraftwerksbau und im
Bergbau befinden sich in der Angebotsphase. Die Thyssen
Schachtbau GmbH steht bereit für beste Bauausführung.
WEITERE INFORMATIONEN UND KONTAKT:
Thyssen Schachtbau GmbH
Sandstraße 107-135
45473 Mülheim an der Ruhr | Deutschland
Tel.: +49 (0)208 - 30 02 0
Fax: +49 (0)208 - 30 02 3 95
eMail: info@ts-gruppe.com
Internet: www.thyssen-schachtbau.de
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TECHNOLOGIETRANSFER
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Ausgabe 02 | 2010
TECHNOLOGIETRANSFER
Massenbewegungen in Tontagebauen von Rheinland-Pfalz
von Ansgar Wehinger
Landesamt für Geologie und Bergbau Rheinland-Pfalz | Mainz | Deutschland
Im Tonrevier des Westerwaldes ist europaweit die höchste Zahl und räumliche Dichte an
Tontagebauen vorhanden. Die sedimentären Tone des Tertiär weisen zum Teil nur geringe
Scherfestigkeiten auf. Das Bestreben die Lagerstätten möglichst vollständig zu gewinnen führt
insbesondere in Verbindung mit ungünstigen geologischen Randbedingungen vergleichsweise
häufig zu Böschungsinstabilitäten und Massenbewegungen (Abb. 1). Wiederholt sind dadurch
auch angrenzende Bauwerke, wie Siedlungen, Straßen und Bahntrassen, gefährdet. Die aus
Schadensfällen gewonnenen Erfahrungen werden dokumentiert, um für zukünftige Tagebaue
deren Planung optimieren zu können.
Westerwälder Ton
Das Kannenbäckerland ist Teil des Westerwaldes und
liegt in Rheinland-Pfalz (Bundesrepublik Deutschland).
Hier kommen bis 70 m mächtige Tonlagerstätten vor,
die sowohl mengen- als auch qualitätsmäßig zu den
bedeutendsten Tonvorkommen Mitteleuropas zählen. Über
50 Tagebaue fördern jährlich etwa 3 Millionen Tonnen Ton.
Die Tone entstanden in der Zeit des Tertiärs (vor 65 bis 2,6
Millionen Jahren) unter Festlands-Bedingungen durch
Verwitterung der 400 Millionen Jahre alten Tonschiefer des
Rheinischen Schiefergebirges. Die Lagerstätten zeichnen
sich durch ihre große Zahl und zum Teil sehr gute Qualität
Abb. 1:
Beispiel für eine
Böschungsrutschung
in einem Tontagebau in
der Verbandsgemeinde
Wirges im Westerwald
(Bundesrepublik
Deutschland) (Foto:
Wehinger 2002).
verschiedener Tonsorten aus. Ein Qualitätsmerkmal ist
der Tonerde-Gehalt (Al 2 O 3 ). Übliche Tonerde-Gehalte
reichen von etwa 15 M. % („magerer“ Ton) bis über
30 M. % („fetter“ Ton). Der Tonerde-Anteil ist in der Regel an
die Tonminerale gebunden, weshalb die Plastizität und damit
die Scherfestigkeit der Tone auch vom Aluminium-Gehalt
bestimmt werden. Die Tone des Westerwaldes setzen sich
überwiegend aus den Tonmineralen Illit und Kaolinit sowie
aus Quarz zusammen. Im Einzelfall kommen auch Smektit-
bzw. Montmorillonit-reiche Tonlagen vor, die sich unter
Anderem durch ein erhöhtes Wasseraufnahmevermögen
und geringere Scherfestigkeiten ausweisen.
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Fallbeispiel
In der Verbandsgemeinde Westerburg sind im
Winter 2004/2005 in einer parallel zu einem Tontagebau
gelegenen Kreisstrasse Risse aufgetreten (Abb. 2). Die
Hauptgleitfläche erstreckte sich von der Fahrbahnmitte bis
zum etwa 20 m tiefer gelegenen Fuß der Tagebauböschung.
Die Gleitfläche lief etwa horizontal aus. Dabei rutschten
ausgeprägt plastische Tone auf geringer plastischen
Tonen ab. Im Vorfeld der Rutschung wurden im oberen
Böschungsbereich Wasseraustritte beobachtet. Die
Böschung wies eine Generalneigung von etwa 30° auf.
Einzelböschungen waren bis zu 80° steil geneigt (Abb.
3). Das Böschungssystem war somit – insbesondere
bei Wassereinfluss – übersteilt und nicht dauerhaft
standsicher.
Nach der Erkundung in Form von Feld- und
Laboruntersuchungen wurde zunächst das Rutschereignis
rückgerechnet (Abb. 4). Mit den dabei gewonnenen
Bodenkenngrößen konnte die Sanierung bemessen werden.
Folgende Einzelmaßnahmen wurden durchgeführt:
Abb. 3: (unten)
Böschung des Tontagebaus unmittelbar neben der geschädigten
Straße (im Bild links). Hier werden zur Bestimmung der Scherfestigkeit
Flügelsondierungen durchgeführt (Foto: Wehinger 2005). .
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Abb. 2: (oben)
Abriss inmitten einer Straße, die oberhalb
eines Tontagebaus verläuft (im Bild rechts)
(Foto: Wehinger 2005).
.
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• Die Straße wurde rückverlegt und abgesenkt (Verringerung
der Auflast).
• Der Straßenunterbau wurde verstärkt.
• Am Fuß der Rutschung wurden Kästen aus grobstückigem
Trachyt und Basalt hergestellt. Der Ton wurde bis 3 m Tiefe
unter die Gleitsohle ausgehoben und durch insgesamt 4 m
hohe Kästen aus Grobkorn ersetzt.
• Die Böschungsvorschüttung wurde in Sandwichbauweise
neu aufgebaut. Tonige Lagen wurden mit Grobkorn stabilisiert.
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TECHNOLOGIETRANSFER
Die einzelnen Arbeitsebenen sind treppenförmig mit leichtem
Gefälle in Richtung Tongrube angeordnet worden.
• Es wurden Maßnahmen zur Verhinderung des konzentrierten
Eintrags von Oberflächen- und Niederschlagswasser in den
Untergrund ausgeführt.
Die Abbildung 5 zeigt eine während der
Sanierungsarbeiten entstandene Aufnahme. In der
Abbildung 6 ist die rechnerische Überprüfung der
Sanierung dokumentiert.
Abb. 4:
Nachrechnung der Rutschung. Der Sicherheitsbeiwert liegt mit h= 0,98 knapp unter dem Grenzgleichgewicht. Entsprechend der Verwertung
der Lagerstätte wurden sieben verschiedene Tonqualitäten mit Reibungswinkeln in der Größe von j= 16-30,° und Kohäsionen c= 5-10 kN/m 2
unterschieden.
Abb. 5:
Böschung des Tontagebaus in der Verbandsgemeinde Westerburg unmittelbar neben der geschädigten Straße (im Bild rechts) während der
Sanierungsarbeiten: Die Rutschmassen wurden abschnittsweise ausgekoffert und durch reibungsfestes Material – hier grobstückige Trachyt-
und Basaltstücke – ersetzt. Rechts ist die Geländeoberfläche bereits zum Teil tiefer gelegt (Foto: Wehinger 2005).
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TECHNOLOGIETRANSFER
Abb. 6:
Standsicherheitsberechnung für den sanierten Zustand (vergleiche mit Abb. 4). Nach der Sanierung mit Austausch der Rutschmassen ergibt
sich eine rechnerische Sicherheit h= 1,42.
Geotechnische Erfahrungen
Für die Rutschungen von Böschungen in Tontagebauen
des Westerwaldes können folgende Erfahrungen
zusammen gefasst werden:
• Insbesondere am Fuß von Rutschungen ist die Gleitfläche
häufig an vorgegebene Schwächezonen gebunden.
Solche Schwächezonen können wasserführende bzw.
wasserempfindliche Zwischenschichten (sandige oder
kohlige Lagen), Tone mit geringer Scherfestigkeit, Sohlen
ehemaligen Altbergbaus oder auch nur die Grenzfläche
zwischen sehr unterschiedlich plastischen Tonen sein. Auf
solche Schwächezonen ist während des Abbaubetriebs
besonders zu achten. Erforderlichenfalls kann hier die
Gewinnung nur abschnittsweise erfolgen.
• Häufig liegen Bruchkörper mit einer polygonalen Bruchfigur
vor. Obwohl Ton zu den Lockergesteinen zählt, führen in
dem kohäsiven Material Trennflächen
bzw. Unstetigkeiten vielfach zu
Blockgleitungen, wie dies sonst eher bei
Festgesteinen zu beobachten ist.
• Viele Rutschungen sind durch
anfallendes Wasser gesteuert. Der
Drainage bzw. schadlosen Fassung und
Ableitung aller Arten von Wasser kommt
sowohl bei der Vorbeugung als auch
der Sanierung von Rutschungen eine
besondere Bedeutung zu (Abb. 7).
• Ebenfalls aus Gründen der
Wasserverfügbarkeit ist die
höchste Rutschungsaktivität in den
Frühjahrsmonaten zu verzeichnen.
• Bei günstigen Verhältnissen, das heißt es stehen
ausschließlich ungestört gelagerte, illitisch-kaolinitische
Tone ohne Wasserzutritte an, wurde aus der Rückrechnung
verschiedenster Schadensfälle für das Grenzgleichgewicht
(h = 1,0) ein Ersatzreibungswinkel j= 26-27° (bei Kohäsion c
= 0) ermittelt.
• Bei ungünstigen Verhältnissen, wie beispielsweise
bei Anstehen von montmorillonitischen Tonen oder
stark wasserführender Zwischenschichten (z.B. Sandoder
Braunkohle-Bänder), ergeben sich rechnerisch
Ersatzreibungswinkel sogar unter j= 15-17° (bei Kohäsion
c = 0).
Abb. 7:
Beispiel für eine Böschungsrutschung in einem Tontagebau in
der Verbandsgemeinde Montabaur. Hier ist durch die Rutschung
eine Straße abgebrochen. In die Rutschung fließ unkontrolliert
Oberflächenwasser aus der Wegeentwässerung und verschlechtert
die Standsicherheitssituation zusätzlich (Foto: Wehinger 2007).
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Bodenmechanische Kennwerte
In der Tabelle 1 sind für die beiden genannten
Tonvarianten charakteristische Kennwerte und deren
typischen Bandbreiten zusammengestellt. Es ist
besonders darauf hinzuweisen, dass selbstverständlich
im konkreten Einzelfall die tatsächlichen geologischbergbautechnischen
Gegebenheiten zu prüfen sind. Die
Ausgabe 02 | 2010
TECHNOLOGIETRANSFER
Tab. 1:
Tabelle mit charakteristischen, bodenmechanischen Kennwerten und der typischen Bandbreite von unterschiedlichen Tonen im Westerwald.
Die Kennwerte wurden über bodenmechanische Laborversuche sowie die Rückrechnung der Standsicherheit bei Böschungsbrüchen ermittelt.
Tonart / Parameter Statistik
Smektitische Tone, Tuff-Bänder,
kohlige Tone, ausgeprägt
plastische Tone, wasserführende
bzw. wasser-empfindliche oder
gestörte Zwischenlagen
Illitische bis kaolinitische Tone,
ungestörte Lagerung, leicht bis
ausgeprägt plastisch
Abb. 8:
Zusammenstellung der bodenmechanischen
Versuchsergebnisse von Tonen des Westerwaldes
aus verschiedenen Tagebauen. Bemerkenswert ist
die positive Korrelation des Aluminium-Gehalts mit
den plastischen Eigenschaften.
Feuchtwichte
Plastizitätszahl
Wasseraufnahmevermögen
Reibungswinkel
Kohäsion
g [kN/m³] IP [%] wmax [%] j' [°] c' [kN/m²]
Charakteristischer Wert 18 30 90 15 0
Typische Bandbreite 16-20 25-35 60-120 10-20 0-10
Charakteristischer Wert 20 25 60 22 5
Typische Bandbreite 18-22 20-30 40-80 17-27 0-40
angegebenen Werte dienen vor allem zur Projektierung
sowie Plausibilitätsprüfungen bzw. generellen
Standsicherheitseinschätzungen von Tagebauen.
In der Tabelle 1 ist auch das Wasseraufnahmevermögen
aufgeführt. Statistische Auswertungen zeigen, dass
diese Eigenschaft stark mit der Plastizität bzw. dem
Scherverhalten und der chemisch-mineralogischen
Zusammensetzung
korreliert. Somit
steht ein relativ
einfacher Versuch
zur Abschätzung
der genannten
Eigenschaften zur
Verfügung (Abb. 8).
WEITERE INFORMATIONEN UND KONTAKT:
Landesamt für Geologie und Bergbau Rheinland-Pfalz
Geologiedirektor Dipl.-Geol. Ansgar Wehinger
Emy-Roeder-Str. 5
D-55129 Mainz | Deutschland
Tel.: +49 (0) 6131 - 92 54 - 367
eMail: ansgar.wehinger@lgb-rlp.de
Internet: www.lgb-rlp.de
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Ausgabe 02 | 2010
TECHNOLOGIETRANSFER
Monitoring von Tagebaurandböschungen mittels Vertikal-
Inklinometer
von Dr.-Ing. Dieter Dahmen
Gebirgs- und Bodenmechanik, RWE Power AG | Bergheim | Deutschland
Hintergrund
Im Tagebau kommt es infolge der Massenentnahme
durch den Gewinnungsprozess zu Spannungsänderungen
und damit Verformungen im Lockergebirge. Aufgrund
der Schichtung des Gebirges konzentrieren sich
Verformungen insbesondere in Böden mit niedriger
Festigkeit und auf Bereiche, in denen Schichten mit stark
unterschiedlichen Scherfestigkeiten aneinander grenzen.
Da sich die Scherfestigkeit eines Bodens mit zunehmender
Deformation ändert und ggf. bis zu einem residuellen Wert
abnehmen kann, ist eine frühzeitige Identifizierung von
hoch-ausgelasteten Bereichen für die Beurteilung der
Standsicherheit der Böschung von hoher Bedeutung, da
sich dort Versagenszonen ausbilden können.
Zur Beobachtung des Verformungsverhaltens werden
meist terrestrische Messungen an den Oberflächen von
Böschungen nach deren Fertigstellung durchgeführt.
Mittels Inklinometermessungen können ergänzend
Verschiebungen im Gebirge gemessen werden. Auf der
Grundlage von Inklinometermessungen können Aussagen
zum Verformungsverhalten im Inneren von Böschungen
getätigt werden. Insbesondere dienen sie im Tagebau zur
Identifizierung bewegungsaktiver Horizonte innerhalb von
Randböschungen.
Sie erlauben eine Überwachung des
Verformungsverhaltens von Horizonten geringer
Scherfestigkeit, für die bei Standsicherheitsberechnungen
Bruchmechanismen identifiziert wurden und dienen
damit der Überwachung der Böschungsstandsicherheit
sowie der Korrelation von Verformung und Aushub
durch die Gewinnungsgeräte; zukünftig sollen sie durch
den Vergleich mit Verformungsprognosen eine weiter
verbesserte Aussage über den Zustand einer Böschung
erlauben.
Abb. 1:
Messprinzip Inklinometer
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46

Historie/Entwicklung
Im Juni 1985 wurden im Rheinischen Revier erstmals
Vertikalinklinometer in Tage-bauböschungen eingesetzt.
Dies erfolgte wegen der großen Teufen und der zu
erwartenden Verformungen in Verbindung mit Vierkant-
Stahlrohren, die in Untersuchungsbohrungen eingebaut
wurden. Seit 2002 werden auch für die Entwässerung
nicht mehr nutzbare Brunnenröhren zum Einbau solcher
Inklinometerrohre verwendet. Ebenfalls in 2002 erfolgte
die Beschaffung eines automatisierten Messanhängers
sowie von Inklinometermessketten zur kontinuierlichen
Überwachung einzelner Verformungshorizonte. In 2005
wurden neue Rollenführungen für die Inklinometersonden
entwickelt, und in 2008 erfolgte die Beschaffung eines
semimobilen Messcontainers als Ersatzsystem sowie
einer Videokamera zur Begutachtung von Schäden in
Inklinometerrohren.
Zur Messung einer evtl. vorhandenen Torsion der
Messrohre wurden auch Drehwinkelsonden entwickelt,
die allerdings aufgrund der Führungsungenauigkeiten
nicht reproduzierbare Messergebnissen erbrachten. Der
Einsatz von Torsionsmessgeräten mit Kreiselkompass
scheitert derzeit noch an deren zu großen Abmessungen.
Die seit 1991 verwendeten Vierkant-Quadratprofil-
Stahlrohre in der Dimension 110 mm x 110 mm werden
beim Einbau mittels geschweißter Muffen wasserdicht
verbunden. Die Messrohre werden mit der Diagonale
(A-Richtung) in Fallrichtung der Böschung eingebaut. Die
bei RWE Power verwendeten Messsonden werden mit
Rollenführungen in der Diagonale des Messrohres geführt;
sie besitzen eine Länge von 2 m, sind allerdings einkürzbar
auf 1 m und 0,5 m um die Messung auch stärker verformter
Messrohre und eine Erhöhung der Messauflösung
zu gewährleisten. Eine in 2005 neu entwickelte
Sondenführung verhindert das „Steckenbleiben“ der
Sonde beim Herausfahren. Die Messsonden besitzen
Neigungssensoren für die A-Richtung (Fallrichtung der
Böschung) und die um 90° im Uhrzeigersinn gedrehte
B-Richtung.
Die mit der Ausrüstung erzielbaren Genauigkeiten
liegen maximal bei 0,1 mm/2 m, in der Praxis werden
0,2 mm/2 m erreicht. Da der Entwurf der Neufassung der
DIN 4107-1 höhere Genauigkeiten fordert, läuft derzeit
über den DEBRIV ein Einspruchverfahren.
Ausgabe 02 | 2010
Abb. 2:
konventionelle (oben) und neu
entwickelte Sondenführung (unten)
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Durchführung von Messungen
Der seit 2002 eingesetzte teilautomatisierte Messanhänger erlaubt
eine 1-Mann-Bedienung, eine schnellere Messung und eine Steigerung
der Genauigkeit durch automatische Positionierung. Dazu ist das Kevlarverstärkte
Messkabel mit Teufen- und Induktionsmarken versehen.
Die maximale Messteufe (Messkabellänge) beträgt 600
m, die tiefste bisher gemessene Bohrung hatte eine Teufe
von 498 m.
In den letzten 15 Jahren wurde eine „Messleistung“ von
730.000 Messmetern erbracht; das bisher leistungsstärkste
Jahr war 1994 mit 97.000 Messmetern.
Anordnung der Meßstellen
Werden Inklinometermessstellen außerhalb des
späteren Aushubbereiches angeordnet, kann der
Deformationsprozess über einen langen Zeitraum
beobachtet werden. Inklinometermessstellen, die im
Bereich des späteren Aushubs hergestellt werden,
müssen dem Aushubfortschritt folgend erstellt, sowie
ggf. überbaggert (eingekürzt) und wieder aufgewältigt
werden. In den Tagebauen der RWE Power AG werden
Inklinometerbohrungen daher üblicherweise vorlaufend
in Niveau und Lage festgelegt und möglichst erst dann
erstellt, wenn die entsprechende Gewinnungssohle diese
Schnittlage innerhalb der Randböschung freigeschnitten
hat. Damit sind kein Bohren im „offenen Tagebaufenster“
und keine Überbaggerung der Inklinometerbohrung
erforderlich. Darüber hinaus ist die Lebensdauer der
Ausgabe 02 | 2010
TECHNOLOGIETRANSFER
Bohrung optimiert, da die vor der Erstellung innerhalb des
Lockergebirges abgelaufene Verformung für eine Bohrung
nicht relevant ist.
Wenn bei starken Verformungen die Durchgängigkeit
der Sonde durch das Vierkantrohr - auch eingekürzt auf
0,5 m - nicht mehr gegeben ist, muss eine Messbohrung
aufgegeben und zementiert werden.
Auswertung von Messungen
Abb. 3:
Automatisierter Messanhänger
Bezüglich der Auswertung waren bei Einsatz analoger
Messtechnik anfangs nur relative Bewegungen interessant
(Teufenlage von Verformungshorizonten, Unterscheidung
zonale oder trennflächenartige Verformung). Aufgrund der
begrenzten Genauigkeiten wurde bei der Auswertung ein
Schwellenwert von 1 mm (sog. „Schwelle 1“) eingeführt,
unterhalb dessen der gemessene Einzelwert nicht
berücksichtigt wurde. Damit war aber kein Vergleich
zwischen terrestrisch gemessener Kopfpunktbewegung
und der aus der Inklinometermessung resultierenden
Kopfpunktbewegung möglich, da das Inklinometerergebnis
zu geringe Verformung ergab. Mit den höheren
Genauigkeiten der digitalen Messtechnik ab 1994 konnte
der Schwellenwert 1 mm entfallen und damit ist heute
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ein Vergleich zwischen der aus terrestrischer Messung und der
aus Inklinometermessung ermittelten Kopfpunktbewegung möglich.
Aus der Differenz beider Messungen ergibt sich die Bewegung des
- bei der üblichen Auswertung von Inklinometermessungen als fest
angenommenen - Fußpunktes.
Aktuell werden bei RWE Power 22 Bohrungen im Rheinischen
Revier gemessen, davon 18 Bohrungen im Tagebau Hambach
(davon 2 ehemalige Brunnen), sowie je 2 Bohrungen in den
Tagebauen Garzweiler und Inden.
Ausgabe 02 | 2010
TECHNOLOGIETRANSFER
Die Bereitstellung der Messergebnisse erfolgt nach der Auswertung webbasiert auf einem internen Datenserver
für einen ausgewählten Nutzerkreis aus den Tagebauen und den Planungsabteilungen. Beim Vergleich zwischen
gemessenen und prognostizierten Verformungen ist für die Berechnung der Zeitbezug der Verformungen zu beachten, da
Inklinometermessungen nur Verformungen nach Herstellung der Bohrung erfassen können.
Abb. 5:
Entwicklung Inklinometerverformung bei
Bezug auf markscheiderisch gemessene
Kopfpunktbewegung.
Abb. 4:
Entwicklung Inklinometerverformung
bei Bezug auf festen Fußpunkt.
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49

Zusammenfassung
Inklinometermessungen haben sich in den letzten
25 Jahren zu einem unverzichtbaren Hilfsmittel zur
Beurteilung des Zustandes und damit der Standsicherheit
von Tagebaurandböschungen im Rheinischen
Braunkohlenrevier entwickelt.
Sie dienen zur frühzeitigen in-situ-Lokalisierung von
Verformungszonen und geringmächtigen einzelnen
Verformungshorizonten.
Sie erlauben damit Rückschlüsse auf die Ursachen von
Böschungsverformungen und sind damit eine wichtige
Ergänzung der terrestrischen markscheiderischen
Messungen.
Die Messeinrichtungen und Auswertungen wurden an die
speziellen Anforderungen und Randbedingungen bei RWE
Power angepasst und werden ständig weiterentwickelt.
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WEITERE INFORMATIONEN UND KONTAKT:
RWE Power Aktiengesellschaft
Dr.-Ing. Dieter Dahmen
Gebirgs- und Bodenmechanik,
Giersbergstrasse
50126 Bergheim | Deutschland
Tel.: +49 (0) 22 71 - 751 - 22 782
Fax: +49 (0) 22 71 - 751 - 22 122
eMail: d.dahmen@rwe.com
Internet: www.rwe.com
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Ausgabe 02 | 2010
TECHNOLOGIETRANSFER
Wissen, was los ist -
Die Anwendung von Web-basierten Monitoring- und Analyse-
Plattformen für die Überwachung von Böschungen in
Steinbrüchen und Tagebauen
von Thomas Graf, Timothy D. Fyfe
FUGRO CONSULT GmbH | Berlin | Deutschland
Die Gewährleistung der betriebstechnischen und arbeitstechnischen Sicherheit gehört
heutzutage zu den wichtigsten Kernbereichen beim Betrieb von Steinbrüchen und Tagebauen.
Dabei ist die geotechnische Standsicherheit der Böschungen im Tagebaubetrieb ein nicht zu
unterschätzendes Gefahrenpotenzial.
Böschungsrutschungen entstehen dabei i.d.R., wenn
durch ein oder mehrere Faktoren (z.B. geometrische,
geologische oder hydrologische Verhältnisse), die
Scherfestigkeit des anstehenden Materials geschwächt
wird, beziehungsweise die äußeren treibenden Kräfte
größer werden als die inneren haltenden Kräfte.
Im Festgestein treten Standsicherheitsprobleme im
Wesentlichen durch ein Abgleiten auf vorgegebenen
Gleitflächen auf. Neben dem Abgleiten ist hier auch ein
mögliches Abkippen zu beachten. Die Schwächezonen
werden hierbei durch das im Fels vorhandene
Kluftsystem gebildet. Neben den klassischen
Böschungsbrüchen wie oben beschrieben besteht in
wassergesättigten Kippenbereichen die Gefahr einer
Verflüssigung, dem sogenannten Setzungsfließen.
Dieser Gefügezusammenbruch, beispielsweise im
Böschungsfuß einer im Wasser stehenden Kippe
bewirkt in aller Regel das Versagen
des gesamten darüber befindlichen
trockenen Böschungssystems.
Die dadurch entstehende rasante
Dynamik ist akut lebensgefährlich.
In der Vergangenheit hat dies im
Braunkohlentagebau zu mehr als einem
Dutzend tödlicher Unfälle geführt, aber
auch im Steine- und Erdenbergbau
kann diese Gefahr auftreten. Besonders
gefährdet sind dabei Spülkippen, die auf
Grund ihres Kornspektrum, der lockeren
Lagerung und der Wassersättigung
besonders gefährdet sind für
Setzungsfließereignisse.
Abb. 1:
Laser-Tachymeter zur
Hangüberwachung
Sanieren kann man instabile Böschungen durch
Veränderungen der Geometrie (Abflachung bzw.
Herstellung von Bermen), durch Vorschüttungen
bzw. Abtragungen am Böschungskopf bzw.
durch technologische oder auch biologische
Verbaumaßnahmen. Sanierungsmaßnahmen sind
i.d.R. sehr aufwendig, kostenintensiv und im laufenden
Tagebaubetrieb auch nur bedingt umsetzbar. Zur sicheren
Überwachung von Böschungen in Tagebaubetrieben
empfiehlt sich daher der Einsatz von modernen
Monitoringsystemen. Damit lassen sich kurzfristig und
zeitnah Fragen beantworten wie: Wo befindet sich das
Grundwasser im Hang? Sind aktuell Bewegungen in der
Böschung zu erkennen? Müssen Vorsichtsmaßnahmen
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Ausgabe 02 | 2010
TECHNOLOGIETRANSFER
getroffen werden? In der Vergangenheit bedeuteten derartige Fragestellungen aufwendige
Feldmessungen, Monitoringkampagnen und Auswertungen. Die Ergebnisse solcher Messungen
kamen i.d.R. zu spät wie zahlreiche Unglücke in der Vergangenheit gezeigt haben.
Moderne Internet-basierte Anwendungen können dabei heutzutage leicht Abhilfe schaffen. In
kürzester Zeit können vollautomatisch und in Echtzeit Antworten auf die oben gestellten Fragen
geliefert werden. Das System sorgt dafür, dass immer alle relevanten Parameter vorliegen und
deren zeitliche Entwicklung schnell grafisch visualisiert und analysiert werden kann.
Abb. 2:
Auswahlbildschirm eines Webbasiertes
Monitoringsystem
Web-basierte Systeme verknüpfen gezielt Daten von
unterschiedlichen Sensoren und Messpunkten im Feld
zu aussagekräftigen Informationen und visualisierten
Darstellungen. Verschiedenste Datenerfassungsgeräte
und Sensoren, wie z.B. Tachymeter, Inklinometer,
Extensometer, Piezometer, GPS, Webcams,
Bohrlochsensoren, meteorologische Messgeräte u.v.m.
können gleichzeitig aufgezeichnet und in Echtzeit von
überall abgerufen werden.
Die FUGRO CONSULT GMBH hat in den vergangenen
Jahren auf Grundlage der Software GeODin ein
System entwickelt mit dem nach Installation eines
Monitoringnetzwerkes vollautomatisch komplexe
Böschungs- und Hangbereiche überwacht werden
können. Derartige Systeme sind vielfach bereits
erfolgreich in der Praxis eingesetzt worden.
Vereinfacht arbeiten derartige Systeme wie folgt:
Im zu überwachenden Bereich wird eine beliebige
Anzahl von Messsensoren eingebaut. Die Sensoren
messen in regelmäßigen Abständen vordefinierte
Parameter und produzieren dabei Text-Dateien. Diese
Dateien werden an einen im Feld installierten PC
übertragen und dort zwischengespeichert.
Vom Feld PC werden ereignis- oder zeitgesteuert die
Text-Dateien auf einem FTP Server kopiert. Zusätzlich
können die Textdateien täglich als Zip-Dateien auf
dem Feld PC archiviert. Die Daten werden von einem
FTP-Server abgeholt, dannach geprüft (sogenannte
„Thresholds“) und dann automatisch in verschiedenen
Tabellen in eine Datenbank geschrieben. Bei Bedarf und
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Ausgabe 02 | 2010
Abb. 3:
Beispiellayout zur Informationsdarstellung
in Abhängigkeit der Ausgangswerte kann auch ein Pre-
bzw. Post-Processing ausgeführt werden, bei dem neue
„virtuelle“, d.h. nicht gemessene sondern berechnete,
Parameter entstehen können.
Der GeODin Portal Server produziert Webdarstellungen
in Echtzeit auf der Grundlage der aktuell in der Datenbank
vorhandenen Daten. Die gemessenen und berechneten
Werte werden in GeODin-Layouts „on-the-fly“
dargestellt, die jeder Webbrowser anzeigen kann. Die
Darstellungen können dabei unterschiedlichste Grafiken
und Informationen enthalten. Innerhalb der Darstellungen
und Grafiken sind Verknüpfungen auf andere GeODin-
Layouts (Webseiten) möglich. Diese können an variablen
Textelementen oder auch an Zeitreihen festgelegt
werden. Natürlich sind Verknüpfungen auch auf beliebige
Webseiten und MapServer-Anwendungen möglich.
Auf der Basis der GeODin-Platform erstellen Sie
ein komplettes Web-Portal für die Präsentation Ihrer
Datenbestände. Hierfür sind keinerlei Kenntnisse zu
HTML-Programmierung oder Webseitengestaltung
TECHNOLOGIETRANSFER
erforderlich. In gewohnter GeODin-Arbeitsumgebung
erstellen Sie Berichte, Darstellungen für geologische
und geotechnische Sachverhalte und Grafiken aus
vorliegenden Sensor-Ergebnissen. Eine Funktion zur adhoc-Erstellung
von Berichten im PDF-Format ist ebenfalls
enthalten.
So können Sie ihren Nutzern des Web-Portals
beispielsweise die Gesamtdokumentation einer Bohrung
anbieten. Dies kann direkt auf der Webseite in mehreren
Einzellayouts wie Kopfblatt, Profildarstellung und
Ausbauplan erfolgen und gleichzeitig einen Link für den
Download des Komplettberichtes zu dieser Bohrung
als PDF-Datei bereitstellen. Als wichtiges Sicherheits-
Feature ist es weiterhin möglich, auf der Datenbank
Skripts auszuführen, die Alarm-Funktionen steuern. Dabei
sind kritische Parameter frei definierbar und Sie können
festlegen bei welchen Ereignissen ein Alarm ausgelöst wird.
Falls ein Alarm-Event eintritt, wird je nach Voreinstellung
eine SMS und/oder Email an bestimmte verantwortlichen
Personen versendet. Auch das Verschicken periodischer
Berichte an ausgewählte Empfänger und ist möglich.
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53

Ereignissen ein Alarm ausgelöst wird. Falls ein Alarm-
Event eintritt, wird je nach Voreinstellung eine SMS und/
oder Email an bestimmte verantwortlichen Personen
versendet. Auch das Verschicken periodischer Berichte
an ausgewählte Empfänger und ist möglich.
Wichtig dabei ist, dass die Systeme an die jeweils
vorliegenden Bedürfnisse des Abbaubetriebes angepasst
werden können. Somit lassen sie sich universell einsetzen
und unterliegen keinerlei Einschränkungen. Weiterhin sind
sie jederzeit unkompliziert erweiterbar. Selbstverständlich
ist bei aller Konfigurierbarkeit und allzeitiger Zugänglichkeit
die Sicherheit der sensiblen Daten vor unberechtigten
Zugriffen garantiert. Damit steht den Abbaubetrieben
eine hilfreiche und vergleichsweise preiswerte
Palette an Werkzeugen parat, um den wachsenden
Sicherheitsanforderungen gerecht zu werden. Gleichzeitig
können derartige Systeme dazu beigetragen, dass
wirtschaftliche Ausfälle und finanzielle Schäden minimiert
oder verhindert werden.
Ausgabe 02 | 2010
TECHNOLOGIETRANSFER
Abb. 4:
Vereinfachtes Fließschema von der
Datenerfassung zur Web-basierten
Monitoringplattform
WEITERE INFORMATIONEN UND KONTAKT:
FUGRO CONSULT GMBH
Thomas Graf
Fachbereichsleiter Bergbau/Infrastruktur
Wolfener Strasse 36V
12681 Berlin | Deutschland
Tel.: +49 (0) 30 93 - 651 - 331
Fax: +49 (0) 30 93 - 651 - 300
eMail: T.Graf@fugro.de
Internet: www.fugro.de
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Ausgabe 02 | 2010
TECHNOLOGIETRANSFER
Erkundung und Analyse des Untergrundes
Grundlage der Beurteilung der Standsicherheit von Böschungen
von Dirk Bruhn
Terra Control GmbH | Bad Nauheim | Deutschland
Immer leistungsfähigere EDV-Systeme und moderne geotechnische Software zur Konstruktion
und Berechnung von Böschungssicherungen und Standsicherheiten von Böschungen im Locker-
und Festgestein haben zu einer erheblichen Vereinfachung der Bearbeitung geführt und liefern
schnelle Resultate.
Unsere Erfahrung des letzten Jahrzehnts zeigt, dass
dieser Vorteil im Zuge des immer stärkeren Kostendruckes
zu einer immer stärkeren Unterschätzung der Komplexität
der jeweilig zu lösenden Aufgaben führt.
Anhand eines Beispiels einer kleinen aber
vergleichsweise tiefen Baugrube in Tonschiefern soll
die Bedeutung der geotechnischen Untersuchung des
Untergrundes herausgestrichen und erläutert werden.
Die geotechnische / ingenieurgeologische Erkundung
hat im Wesentlichen folgende Fragestellungen zu klären:
• Lithologische Zusammensetzung des Gesteins
• Struktureller Aufbau (Trennflächengefüge)
• Felsmechanische Kenngrößen
• Wasserführung im Gestein auf den Trennflächen
Dies wird in der Regel durch einen entsprechenden
Erkundungsumfang erzielt, welcher im Folgenden
exemplarisch dargestellt wird:
• Klärung der großräumigen geologischen Situation
• Aufschlusspunkte sollten das Gebiet repräsentativ
erfassen (z.B. DIN 4020)
• Gegebenenfalls wird eine Nacherkundung nötig
• Aufschlussverfahren müssen die benötigte
Aussagekraft und Eignung zur Probenahme besitzen
(Bohrung, Schürfe, Sonderproben)
• Grundwasser sollte möglichst beobachtet,
sinnvollerweise im Jahresgang beobachtet werden
• Soll- / Ist-Abgleich der Situation während der Anlage
der Böschung
• Nachsorge durch regelmäßige Kontrolle
Das nachfolgende Beispiel verdeutlicht die Entwicklung
einer Baugrube unter zuvor trotz geotechnischen und
ingenieurgeologischen Untersuchungen nicht bekannten
hochkomplexen Verhältnissen:
Die Stadt Usingen plante eine Zweifeldsporthalle mit
einer Tiefgarage in direkter Nachbarschaft zur bestehenden
Schwimmhalle an einem Talabhang. Maßgeblich der
Daten der geologischen Karte und bekannter Daten
vorhergehender Baugruben im weiteren Umfeld der
geplanten Baugrube würde die Aushubtätigkeit zum
Auffahren der Baugrube in eine Lockergesteinsbedeckung
aus Residuallehmen (Hanglehme) und darunter
lagernden Tonschiefern der unterdevonischen Emsstufe
einschneiden.
Bisherige Erfahrungen mit diesem Untergrund in
benachbarten Baugruben zeigten, dass die Verwitterung
der Tonschiefer zum Teil mehrere Meter tief in den
Tonschiefer hinein reicht.
Die strukturgeologische Situation im Baufeld wird durch
die für das rheinische Schiefergebirge typische Südwest /
Nordost streichende Faltenstrukturen geprägt.
Die gefaltete Schichtung wird durch eine engständige
Schieferung und von zeitlich unterschiedlichen
Generationen von Störungen durchlaufen.
Unter ähnlichen strukturellen und geologischen
Bedingungen wurden Baugruben und Böschungen im
anstehenden Tonschiefer mit einem Böschungswinkel von
β = 70° für temporäre Böschungen sicher und erfolgreich
angelegt.
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Auf Basis dieser Information wurde die geotechnische
Baugrunduntersuchung für das Baufeld anhand von
2 Schürfgruben, 6 Rammkernbohrungen und zwei
überschweren Rammsondierungen (DPG) mit einem 200 kg
Rammbären sowie Ac = 20 cm² und d = 50 mm ausgeführt.
Die Ergebnisse dieser Untersuchung bestätigten die
oben zitierten und für das Baufeld angenommenen
ingenieurgeologischen Verhältnisse:
Unter einer Lockergesteinüberlagerung von Hanglehmen
im Sinne von Residuallehmen mit Mächtigkeiten zwischen
3 und 5 m wurde der verwitterte unterdevonische
Tonschiefer angetroffen. Die Übergangszone zu den
weniger stark verwitterten Tonschiefern reichte bis zu
7,5 m unter Geländeoberkante.
Die Klärung der strukturgeologischen
Situation zeigte, dass die zukünftige
Nordböschung der Baugrube durch
die Trennflächen der jeweiligen
strukturellen Elemente, im Wesentlichen
der Schieferung, in einem Winkel von
ca. 10° geschnitten wird. Weiterhin
konnte nachgewiesen werden, dass
die Baugrube strukturgeologisch im
Bereich eines aufsteigenden Schenkels
einer regionalen Nordwest vergenten
Faltenstruktur lokalisiert ist.
Die Schichtung und die Schieferung
des Tonschiefers zeigten denselben
Einfallswinkel, jedoch fällt die
Schieferung etwas steiler ein als
die Schichtung. Schichtflächen und
Schieferflächen wurden mit einem
Einfallen zwischen 65° und 80° in
Richtung zur Baugrube ermittelt.
Die Bewertung der
vorgenannten zusammengefassten
Untersuchungsdaten resultierte in
der Angabe eines wirtschaftlichen
und sicheren Böschungswinkels für
den Residuallehm von 50° und für den
unterdevonischen Tonschiefer von 70°.
Beide Böschungsbereiche sollten durch
eine Berme mit 1 m Breite getrennt
werden.
Da unterschiedliche Ergebnisse der
überschweren Rammsondierung sowie
die Ergebnisse der Schürfgruben auf
die Möglichkeit einer Inhomogenität
hinwiesen, wurde für ein wirtschaftlich
tragbares Management dieser im
Ausgabe 02 | 2010
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Zuge des Bodenaushubs möglicherweise auftretenden
Inhomogenitäten festgelegt, dass der Unternehmer die
Baugrube von Süd nach Nord, also vom flachen bis zum
tiefen Ende über die gesamte Höhe der jeweils schrittweise
freizulegenden nördlichen Böschung ausheben sollte.
Im Zuge dieses Aushubes sollte täglich die strukturelle
und geologische Situation der jeweiligen nördlichen
Aushubböschung und der Aushubsohle überprüft werden.
Auf diese Weise wären Inhomogenitäten im Untergrund
rechtzeitig vor Anlage der endgültigen Nordböschung
erkannt worden und das Konzept der Böschungssicherung
hätte angepasst werden können.
Abb. 1:
Entlang der zerstörten nördlichen Böschung wurden in
Teilbereichen kleinformatige Duplexstrukturen festgestellt.
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Angeblich aus wirtschaftlichen Gründen und wegen
eines sehr engen Zeitplans wurde der Baugrubenaushub
nicht nach der o.g. Empfehlung durchgeführt. Kurz vor
der Profilierung der endgültigen nördlichen Böschung
entwickelten sich in diesem Böschungsbereich mehrere
Böschungsbrüche an der zu diesem Zeitpunkt 8 m hohen
Böschung.
Das in die Baugrube abgeglittene Schichtpaket des
Tonschiefers sowie die weitere Instabilität der Böschung
führten aus Sicherheitsgründen zu einer Sperrung des
gefährdeten Bereiches.
Die unmittelbare Erkundung der entstandenen Situation
zeigte, dass die Baugrubensohle komplett durch die
Fahrspuren von Baggern und Dumpern zerfahren war und
keine Überwachung der geologischen Situation ermöglicht
hat. Entgegen der Empfehlung wurde kein tägliches
Monitoring der Untergrundsituation durchgeführt.
Die nachfolgende Untersuchung der strukturellen
und geologischen Situation zeigt ein hochkomplexes
Zusammenspiel von mehreren limitierenden
strukturgeologischen Parametern:
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Entlang der zerstörten nördlichen Böschung wurden
in Teilbereichen kleinformatige Duplexstrukturen (Abb. 1)
festgestellt.
Per Definition werden Duplexstrukturen durch
Scherflächen begrenzt. Durch ihre Existenz bewiesen sie
somit eine in den Tonschiefern lokalisierte Scherzone.
Weitere Untersuchungen konnten zeigen, dass diese
Scherzone durch mehrere nachfolgende Störungen
erneut aktiviert wurde. Die relevanten Flächen dieser
Scherzone zeigten bei einer südlichen Einfallsrichtung
einen Einfallswinkel von 42° bis 50° nahezu parallel zur
Böschungsneigung.
Diese böschungsparallele Orientierung der Scherzone
zusammen mit dem intensiv gestörten Material wurde als
der Hauptgrund für das Versagen der Böschung festgestellt.
Auf den Scherflächen in der Aushubböschung rutschten
kompakte Blöcke des Tonschiefers mit Dicken um ca. 1 m
hinab zum Böschungsfuß auf die Baugrubensohle (Abb.2).
Abb. 2:
Auf den Scherflächen in der Aushubböschung rutschten
kompakte Blöcke des Tonschiefers mit Dicken um ca. 1 m
hinab zum Böschungsfuß auf die Baugrubensohle.
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Im Zuge der Untersuchung wurde auch die
Baugrubensohle gesäubert. Dabei wurde eine Wasser
führende Großstörung festgestellt, welche die Baugrube
im Bereich der nördlichen Böschung mit einem südöstlich
nordwestlichen Streichen durchzog. Diese Großstörung
zeigte aufgrund ihrer Wasserführung und als Resultat der
vermutlich tertiären Verwitterung eine massive Alteration
des benachbarten Gesteins (Fig. 3). Die Plastifizierung der
Tonschiefer und die Deformationszonen dieser Großstörung
konnte mehrere Meter in den umgebenden Tonschiefer
zurück verfolgt werden. Durch die Störung wurden die
westlichen Abschnitte der relevanten nördlichen Böschung
deutlich alteriert, wie Fig. 4 entnommen werden kann.
Die Bewertung der Untersuchungen ergab, dass
die oben beschriebenen strukturellen geologischen
Elemente zu einer deutlichen Verschlechterung der
felsmechanischen Parameter führten. Im Bereich der stark
Ausgabe 02 | 2010
TECHNOLOGIETRANSFER
Abb. 3:
Die Großstörung zeigte aufgrund ihrer Wasserführung und
als Resultat der vermutlich tertiären Verwitterung eine
massive Alteration des benachbarten Gesteins.
alterierten Tonschiefer wurden aus Rückrechnungen der
Winkel der inneren Reibung mit φ = 14° und die Kohäsion
mit c = 5 kN/m² ermittelt. Für die nur gering alterierten
Bereiche der Böschung wurden nach gleichem Verfahren
felsmechanische Parameter von φ = 21° und c = 8 kN/m²
bestimmt.
Die auf Basis dieser Daten durchgeführte
Böschungsberechnung führte zu einer Sicherung
einer 60°- Böschung durch Felsnägel. Aus Gründen
der Arbeitssicherheit wurden an der endgültig mit 60°
profilierten Nordböschung die notwendigen Bohrarbeiten
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mit einer an einem Ausleger eines Baggergerät
montierten Morath Bohrlafette unter Verwendung eines
Druckluftimlochhammers gebohrt. Das Einführen der
Felsnägel in die Bohrlöcher und die Verpressarbeiten
wurden von einer Hebebühne aus einem sicheren Abstand
heraus durchgeführt.
Anhand dieses Beispiels ist ersichtlich, dass auch bei
zunächst scheinbar bekannten Fällen eine umfassende
geotechnische bzw. ingenieurgeologische Betreuung von
großer Bedeutung ist.
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WEITERE INFORMATIONEN UND KONTAKT:
Terra Control geologische Beratung und Umwelttechnik GmbH
Dirk Bruhn
Bad Nauheimer Straße 19
61231 Bad Nauheim | Deutschland
Tel.: +49 (0) 60 32 - 971 - 355
Fax: +49 (0) 60 32 - 971 - 357
eMail: bruhn@terra-control.de
Internet: www.terra-control.de
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Im relevanten Fall hätte ein durchgeführtes Monitoring
und aus geotechnischer Sicht eine fachgerechte
Entwicklung der Baugrubensohle (ohne die dort sichtbaren
Strukturen zu zerstören) viel Zeit und Geld sparen können.
Abb. 4:
Durch die Störung wurden die westlichen
Abschnitte der relevanten nördlichen
Böschung deutlich alteriert.
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Berücksichtigung von Erdbeben bei
Standsicherheitsberechnungen für tiefe Endböschungen
unter Wasser
von Dr. Michael Goldscheider 1 , Dr. Dieter Dahmen 2 , Dr. Christian Karcher 2
1 vormals Institut für Bodenmechanik und Felsmechanik Univ. Karlsruhe, i. R.
2 Gebirgs- und Bodenmechanik, RWE Power AG | Bergheim | Deutschland
Einführung in Problem und
Lösungsmethode
Die typische Endböschung der Tagebaue
im Rheinischen Braunkohlenrevier, um deren
Standsicherheitsberechnung es hier geht, ist etwa
100 bis 300 m tief und schneidet in ein Gebirge aus mehreren
söhligen bis leicht geneigten Lockergesteinsschichten ein
(Abb. 1). Die Schichten unterscheiden sich in Körnung,
Wichte, Wasserdurchlässigkeit und in den effektiven
Scherparametern j’ und c’. Wenig unterhalb des
Böschungsfußpunkts liegt oft eine Ton-schicht mit sehr
geringer Scherfestigkeit. Es ist der Zustand zu betrachten,
in dem die Böschung teilweise in einen See eintaucht. Der
Grundwasserspiegel im Böschungskörper soll horizontal
sein und wird in Höhe des offenen Wasserspiegels
angenommen. Zusätzlich ist zu berücksichtigen, dass die
Böschung Erdbebenbeschleunigungen mit horizontaler
und vertikaler Komponente
Formeln (1)
ausgesetzt sein kann (g Erdbeschleunigung, a h und a v
relative horizontale bzw. vertikale Bodenbeschleunigung
infolge Erdbeben). Die Werte für Erdbebenbeschleunigungen
wurden durch ingenieurseismische Untersuchungen
an der Erdbebenstation Bensberg der Universität Köln
ermittelt [1] und sind für unsere Betrachtung gegebene
Größen. Mit folgenden Werten – eingerechnet eine
zulässige Abminderung für Böschungen – wird nach diesen
Angaben gerechnet: a h = 0,5 m/s2, av = 0,35 m/s², Dauer der
starken Bodenbewegungen etwa 5 s (bei quasistatischen
Berechnungsverfahren ist nach [3] mit nur 50% der
maximalen horizontalen und vertikalen Beschleunigungen
zu rechnen; ah = 0,5 m/s2 und av = 0,35 m/s² sind die auf
50% verminderten Werte aus den ingenieurseismischen
Untersuchungen).
Die Aufgabe, über die hier berichtet wird, besteht darin,
Methoden zu entwickeln, um die Sicherheit derartiger
Böschungen gegen tief greifende Böschungsrutschungen
unter den genannten Einwirkungen zu berechnen.
Eine Böschungsrutschung wird dabei als plastisches
Versagen betrachtet, wobei sich die Betrachtung auf
den plastischen Grenzzustand beschränkt. Verformungen
werden im Rahmen dieses Teils der Untersuchungen nicht
berechnet.
Bei der klassischen Methode der
Standsicherheitsberechnung nach der Plastizitätstheorie
geht man von der Kinematik des Versagens, dem so
genannten Bruchmechanismus aus, der aufgrund
der Beobachtung und Erfahrung unter Beachtung
gewisser Gesetzmäßigkeiten anzunehmen ist. Für diesen
Bruchmechanismus wird die Statik im Grenzgleichgewicht
aufgestellt. Im Rahmen unserer Untersuchungen für
die tiefen Endböschungen haben wir die Ansätze für
zusammengesetzte Bruchmechanismen und für Gleitkreise
nach dem Lamellenverfahren theoretisch überprüft und an
die vorliegenden besonderen Bedingungen angepasst.
Zusammengesetzte Bruchmechanismen werden von
mehreren Gleitkörpern gebildet, die bei der Berechnung
als in sich starr angenommen werden dürfen und sich auf
geraden inneren und äußeren Gleitlinien relativ zu einander
Abb. 1:
Gegebene Situation: Tiefe
geschichtete Böschung, die
in ein Gewässer eintaucht.
(a) bis (f) Schichten.
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60

und zur festen Umgebung bewegen können (Beispiele
Abb. 2). Die Gesetzmäßigkeiten für die Konstruktion und
Berechnung derartiger Bruchmechanismen sind in [2]
beschrieben. Zusammengesetzte Bruchmechanismen
sind optimal dazu geeignet, die Besonderheiten der
Schichtung, Böschungsgeometrie und Einwirkungen zu
berücksichtigen.
Abb. 2:
Beispiele für zusammengesetzte
Bruchmechanismen aus mehreren
Gleitkörpern und im Längsschnitt
geraden Gleitlinien [2].
Abb. 3:
Beispiel eines Gleitkreises mit
Wasserdrücken und Lamelleneinteilung;
Koordinaten und Bezeichnungen.
Ausgabe 02 | 2010
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Dieser Beitrag beschränkt sich auf die Darstellung
der Wirkungen von Erdbebenkräften auf den Boden
und ihren Ansatz beim Lamellenverfahren nach
Bishop für Gleitkreise (Bild 3). DIN 4084, wo dieses
Gleitkreisberechnungsverfahren behandelt wird,
enthält keine Angaben über die Berücksichtigung von
Erdbebenkräften. Unsere Ansätze setzen voraus, dass das
Korngefüge durch die Erdbebenbeschleunigungen nicht
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Ausgabe 02 | 2010
TECHNOLOGIETRANSFER
geändert wird, sie gelten also nicht für sehr starke Beben und sehr lockere Böden. Für zusammengesetzte
Bruchmechanismen gelten im Prinzip die gleichen Ansätze für die Erdbebenwirkungen, aber dort gestaltet sich
die Berechnung der Statik etwas komplizierter, weil die vereinfachenden statischen Annahmen des Bishop-
Verfahrens nicht benutzt werden.
Die Statik der Gleitkreis-Lamellen nach Bishop
Abb. 4:
Statik für eine Lamelle im Bereich C des Gleitkörpers.
(a) Lamelle mit allen angreifenden Kräften
einschließlich der Erdbebenkräfte. (b) Kräftepolygon
für Grenzgleichgewicht im Zustand ohne Erdbeben.
(c) Kräftepolygon für Grenzgleichgewicht im Zustand
mit Erdbebenkräften bei nach unten gerichteter
+ senkrechter Komponente DV . (d) wie (c), jedoch mit
i
nach oben gerichteter senkrechter Erdbebenkraft DVi- www.advanced-mining.com
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Statik der Lamellen ohne Erdbebenkräfte
Beim Lamellenverfahren zur Berechnung von Gleitkreisen
wird der Gleitkörper durch senkrechte Schnitte in Lamellen
zerlegt (Abb. 3). Die Zerlegung in Lamellen dient dazu, über
stati-sche Annahmen und die Gleichgewichtsbedingungen
für die einzelnen Lamellen eine statisch mögliche Lösung
für die Spannungsverteilung längs der Gleitlinie, die
statisch unbestimmt ist, zu erhalten. Eine Lösung für die
Spannungsverteilung wird benötigt, weil die Sicherheit
gegen Böschungsbruch mit einer gekrümmten Gleitlinie
in einem Reibungsboden von der Spannungsverteilung
abhängt. Die dabei einzuführenden statischen Annahmen
beziehen sich auf die frei geschnittenen Kräfte in den
Lamellenschnitten. Die Statik wird für einen gedachten
Grenzgleichgewichtszustand aufgestellt, wobei mit der
effektiven Grenzbedingung für die einzelnen Schichten
Formeln (2)
gerechnet wird; dabei sind mit c’ und s’ gemäß dem für
Tagebauendböschungen verwendeten Sicherheitskonzept
die charakteristischen Werte der Scherparameter
gemeint.
Beim Lamellenverfahren nach Bishop,
welches hier zugrunde gelegt wird, werden die
Lamellenschnittkräfte horizontal angenommen.
Außerdem werden die Anforderungen aus der
Momentengleichgewichtsbedingung für die einzelnen
Lamellen vernachlässigt.
Es sei n die Anzahl der Lamellen und i mit 1< i < n die
laufende Nummer der Lamellen. Die Lamellenbreite ist
b i und ihre Winkelkoordinate q i , wobei q i durch den
Radiusvektor des Schnittpunkts der senkrechten Mittellinie
der Lamelle mit dem Gleitkreis festgelegt wird (Abb. 4 a).
Für die weiteren Überlegungen genügt es, eine Lamelle
aus dem Bereich C von Abb. 3 zu betrachten, in dem die
Böschungsoberfläche unter dem Außenwasserspiegel
liegt. Im mittleren Bereich B entfallen die Wasserdrücke
wi auf die Böschungsoberfläche, im oberen Bereich A
auch alle Wasserdrücke ui auf die inneren Ränder. Abb.
4 a zeigt die an einer Lamelle im Bereich C angreifenden
Kräfte unter den genannten Bedingungen. Vor allem
wegen der verschiedenen Wirkungen der Erdbebenkräfte
auf die Wasserdrücke im Boden werden die Wasserdrücke
wie in DIN 4084 durch Ansatz der Wasserdrücke auf alle
Ränder eines Bodenelements in Verbindung mit der totalen
Bodenwichte statt mit den Strömungskräften und der
Auftriebswichte berücksichtigt; der letztere Ansatz wäre
jedoch auch möglich. Ohne Erdbeben greifen somit an
einer Lamelle folgende Kräfte an:
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1) Die totale Gewichtskraft G i , berechnet unter
dem Wasserspiegel mit der (totalen) Wichte
g r des wassergesättigten Bodens, über dem
Grundwasserspiegel mit der Wichte g des feuchten
Bodens. Die Wirkungslinien der G i werden
vereinfachend in der senkrechten Mittellinie der
Lamellen angenommen – unabhängig von der Form
der Lamelle.
2) Die hydrostatischen Wasserdrücke u auf den
Gleitlinienabschnitt und die Lamellenschnitten und
w auf die freie Böschungsoberfläche; sie berechnen
sich mit den
Formeln (3)
darin ist g w die Wichte des Wassers und h u bzw.
h w die senkrechte Höhe des Wasserspiegels
über dem Angriffspunkt von u bzw. w (Abb.
1 und 4 a); die Wasserdrücke werden zu
resultierenden Kräften senkrecht auf die
betreffenden Ränder zusammengefasst; so wirkt
auf den Gleitlinienabschnitt die resultierende
Wasserdruckkraft,
(Formel (4))
wobei u i der durchschnittliche Wasserdruck in
diesem Gleitlinienabschnitt ist und angenommen
wird, dass U i unter dem Winkel J i gegen die Vertikale
geneigt ist; auf die Böschungsoberfläche wirken die
Komponenten
(Formel (5))
(Dh i siehe Abb. 4 a). Die resultierenden
Wasserdruckkräfte auf die beiden senkrechten
Lamellenschnittränder sind U i,i-1 und U i,i+1 ; diese
brauchen aber bei horizontalem Wasserspiegel
nicht berechnet zu werden, weil sie sich gegenseitig
aufheben.
3) Die resultierende effektive Normalkraft N’ i , wobei
wie für U i angenommen wird, dass N’ i unter J i gegen
die Vertikale geneigt ist, das heißt, im Schnittpunkt
der senkrechten Mittellinie der Lamelle mit dem
Gleitkreis angreift.
4) Die resultierende Scherwiderstandskraft T i im
Gleitlinienabschnitt; diese soll einen gedachten
Grenzgleichgewichtszustand erfüllen, was durch
den Ansatz erreicht wird:
(Formel(6))
wobei entsprechend der Grenzbedingung (2) gelten
soll
(Formel (6a))
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63

in Gl. (6) bedeutet h F einen für alle Schichten und
Lamellen gleichen und unbekannten Faktor, der
so zu bestimmen ist, dass sich zwischen den T i
nach Gl. (6) und den gegebenen einwirkenden
Kräften Gleichgewicht ergibt. h F hat die Bedeutung
eines globalen Sicherheitsbeiwerts und heißt
Sicherheitsbeiwert nach Fellenius. Statt mit h F lässt
sich Gl. (6) auch mit dem in DIN 4084 definierten
Ausnutzungsgrad der Scherwiderstände schreiben.
Der Angriffspunkt von T i wird ebenso wie derjenige
von N’ i im Schnittpunkt der senkrechten Mittellinie
der Lamelle mit dem Gleitkreis, die Neigung in
Richtung der Tangente in diesem Punkt, das
heißt unter dem Winkel J i gegen die Horizontale
angenommen.
5) Die Lamellenschnittkräfte (Erddrücke) E i,i-1 und
E i,i+1 , die horizontal angenommen werden, womit
unter allen mögliche Richtungsannahmen die
Scherfestigkeit in diesen Schnitten am wenigsten
ausgenutzt wird.
Für die Statik wird die Vereinfachung eingeführt,
dass die Momentengleichgewichtsbedingung für die
einzelnen Lamellen nicht beachtet wird; nur die je zwei
Kräftegleichgewichtsbedingungen werden berücksichtigt.
Dieser statischen Vereinfachung entsprechen die bei
der obigen Aufzählung der Kräfte genannten Annahmen
bezüglich der Angriffspunkte und Richtungen der Kräfte
G i , U i , N’ i und T i . Die Momentengleichgewichtsbedingung
für die einzelne Lamelle könnte unter anderem eine
exzentrische Lage des gemeinsame Angriffspunkts
von T i und N’ i erfordern. Damit würden sich auch die
Neigungswinkel dieser Kräfte ändern, was sich auf das
Kräftegleichgewicht und somit die Größe der unbekannten
Kräfte auswirken würde. Andererseits ist die Erfüllung
des Momentengleichgewichts für jede Lamelle im
Allgemeinen nicht möglich, ohne Unstetigkeiten in der
Spannungsverteilung zu erzeugen, die physikalisch
ausgeschlossen sind. Bei der Lösung des Gleitkreisproblems
sind statische Näherungen unumgänglich, und gewisse
Ungenauigkeiten müssen akzeptiert werden; denn der
Gleitkreis ist im Allgemeinen nicht die exakte Lösung des
plastischen Problems.
Nach Vernachlässigung des Momentengleichgewichts
stehen für jede Lamelle i, 1 < i < n folgende Gleichungen
zur Verfügung:
1) Die Grenzbedingung für die effektiven Spannungen,
Gl. (2), unter Einrechnung des unbekannten globalen
Sicherheitsbeiwerts h F nach Fellenius: Für die
Kräfte an einer Lamelle nach Abb. 4 a führt die
Grenzbedingung auf Gl.(6) und (6 a):
Ausgabe 02 | 2010
(Formel (7))
TECHNOLOGIETRANSFER
2) Gleichgewicht der Vertikalkräfte
3) Gleichgewicht der Horizontalkräfte
(Formel (8))
(Formel (9))
wobei die Schnittkräfte E i,i-1 und E i-1,i an einem
Lamellenschnitte entgegengesetzt gleich sind.
Bei dem hier vorausgesetzten horizontalen
Wasserspiegel ist die Resultierende der
Horizontalkomponenten aller Wasserdrücke auf
eine Lamelle gleich Null:
wodurch sich Gl. (9) wie folgt vereinfacht:
(Formel (9a))
Die Gleichungen (7) bis (9) bzw. (9 a) für die n Lamellen
bilden ein System von 3n nicht homogenen Gleichungen.
Die Unbekannten sind: die je n Gleitlinienkräfte T i und N’ i ,
die n-1 Lamellenschnittkräfte E i,i+1 , 1< i < n-1, und der globale
Sicherheitsbeiwert h F , also insgesamt 3n Größen. Daher
lassen sich mit dem Gleichungssystem alle Unbekannten
eindeutig bestimmen. Aber das Gleichungssystem
ist in h F nichtlinear. Daher lässt sich h F nur iterativ
berechnen. Ist h F bekannt, so könnte das verbleibende,
nun lineare Gleichungssystem explizit nach den übrigen
Unbekannten aufgelöst werden. Das Kräftepolygon in
Abb. 4 b ist die graphische Lösung dieser Gleichungen
für eine Lamelle mit einem angenommenen Wert für h F ;
durch Aneinanderzeichnen der Kräftepolygone für alle
Lamellen erhielte man die vollständige Lösung. Bei der
üblichen Anwendung des Bishop-Verfahrens beschränkt
man sich auf die Bestimmung allein von h F bzw. des
Ausnutzungsgrads der Scherwiderstände.
Zur Bestimmung von h F aus den Gln. (7) bis (9) geht man
üblicherweise wie folgt vor: man ersetzt in Gl. (8) T i durch
den Ausdruck von Gl. (7) und löst diese Gleichung nach N’ i
auf; man erhält so den Ausdruck
(Formel (10))
diesen Ausdruck für N’ i , Gl. (10) setzt man wieder in Gl.
(7) ein und löst nach R i auf:
(Formel (11))
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64

Die Gleichgewichtsbedingungen für die Horizontalkräfte
könnte man verwerten, indem man zuerst die Summe
dieser Gleichungen für alle Lamellen bildet, wodurch sich
die Lamellenschnittkräfte E i,i+1 , 1< i < n-1 herausheben
würden; aber diese Gleichungssumme enthielte immer
noch die U i und die Unbekannten N’ i . Zu einer noch
bequemeren Gleichung gelangt man, indem man nach
dem Vorschlag von Bishop anstelle der Summe der
Gleichgewichtsgleichungen für die Horizontalkräfte, die
Summe der Momente um den Gleitkreismittelpunkt benutzt.
Diese Gleichung lautet:
Ausgabe 02 | 2010
(Formel (12))
darin ist M wx = Wx× dwdas
Moment der
Horizontalkomponente des gesamten Wasserdrucks auf
die Böschungsoberfläche um den Gleitkreismittelpunkt.
Umformen von Gl. (12) ergibt die implizite Gleichung für hF (Formel (13))
mittels Gl. (13) und (11) bestimmt man h F iterativ, wobei
man mit einem Schätzwert h 0 beginnt.
Es ist anzumerken, dass h F auch über die
Gleichgewichtsbedingung der Horizontalkräfte Gl. (9)
iterativ bestimmt werden könnte, wobei dieser h F – Wert
von dem Wert nach Gl. (13) trotz gleicher Definition im
Allgemeinen verschieden ist. Der Unterschied zwischen
den beiden h F – Werten ist auf den unvermeidlichen Defekt
im Momentengleichgewicht für die einzelnen Lamellen
zurückzuführen, der sich auf beide Berechnungsarten,
nach Gl. (9) und nach Gl. (13) unterschiedlich auswirkt.
Üblich und in DIN 4084 festgelegt ist die Berechnungsart
nach Gl. (13), was aber überwiegend historisch begründet
ist.
Einführung der Erdbebenkräfte in die
Lamellenstatik
Die entscheidende statische Annahme des
Lamellenverfahrens nach Bishop, nämlich, dass die
Schnittkräfte in den senkrechten Lamellenschnitten
horizontal sind, wird auch für den Fall mit Erdbeben
übernommen.
Die Kräfte infolge der Erdbebenbeschleunigungen
sind Massenkräfte in abwechselnd entgegengesetzten
Richtungen. Von der senkrechten Komponente sind
bei Böschungen beide Zustände mit maximalen
TECHNOLOGIETRANSFER
Trägheitskräften, nach oben und nach unten zu untersuchen;
von der waagerechten Komponente ist nur der Zustand
mit maximalen Trägheitskräften von der Böschung weg (in
positiver x- Richtung nach Abb. 3) von Bedeutung. Es wird
angenommen dass die Zustände mit maximaler horizontaler
und vertikaler Beschleunigung zeitlich zusammenfallen. Die
Trägheitskräfte in der betrachteten Richtung werden wie
kurzzeitig wirkende, monotone statische Lasten behandelt.
Die Beschleunigungen wirken gleichmäßig auf alle im
Gleitkörper enthaltenen Massen, also auf die Masse des
Korngerüsts des Bodens und auf die Masse des im Boden
enthaltenen Porenwassers. Zusätzlich wird berücksichtigt,
dass die Erdbebenkräfte, weil sie sehr rasch entstehen,
je nach den hydraulischen Bedingungen des Bodens
Porenwasserüberdrücke bzw. –unterdrücke erzeugen
können. Die Erdbebenbeschleunigungen wirken auch
auf das offene Wasser, und zwar verursachen sie lange
Wellen im Gewässer; diese werden durch eine kurzzeitige
Spiegeländerung des offenen Gewässers bei gleich
bleibendem Grundwasserstand berücksichtigt. (bisher
angesetzt: kurzzeitiges Absinken des Wasserspiegels um
D F h w = 0,20 m gleichzeitig mit einem Zustand maximaler
Bodenbeschleunigungen).
Bei der Anwendung der entwickelten Formeln bereitet
es keine Schwierigkeiten, für verschiedene Bereiche
des Gleitkörpers verschiedene Beschleunigungswerte
anzusetzen.
Es genügt wieder, eine Lamelle im Bereich C von
Abb. 3 zu betrachten. Abb. 4 a zeigt die Lamelle mit allen
angreifenden Kräften. Folgende Kräfte kommen durch
Erdbebeneinwirkung hinzu:
Zusätzliche Massenkräfte:
Zu der totalen Gewichtskraft Gi kommen die senkrechte
und waagerechte Komponente DV i und DH i der
Erdbebenkraft hinzu. Diese Komponenten betragen
(Formel (14))
(Formel (15))
In Gl. (14) bedeutet das positive Vorzeichen DV nach i
unten, das negative DV nach oben; in Bild 4 ist DV i i
+ - nach unten bzw. oben mit DV bzw. DVi bezeichnet. Die
i
Horizontalkomponente DH wird ausschließlich in Richtung
i
des Einfallens der Böschung angenommen, das ist in der
betrachteten Situation nach links, in positiver x-Richtung.
In den Kräftepolygonen in den Abb. 4 (c) und (d) sind die
drei Kräfte G , DV undDH jeweils zu ihrer Resultierenden
i i i
F zusammengesetzt (gestrichelt gezeichnet). DV und DH i i i
greifen ebenso wie G im Massenschwerpunkt der Lamelle
i
an, das heißt etwa in halber Höhe, a /2, der Lamelle.
i
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65

Änderung der hydrostatisch bedingten
Porenwasserdrücke: Weil die Erdbebenbeschleunigung
auch auf das Porenwasser wirkt, werden ebenso wie G i
auch alle Porenwasserdrücke im Boden um den Faktor
1+/-a v verändert, das heißt, die Porenwasserdrücke u i in
der Gleitlinie berechnen sich nun anstatt mit Gl. (3) mit der
Beziehung
(Formel (16))
wobei h die Tiefe unter dem unveränderten
ui
Grundwasserspiegel ist. Durch die Horizontalkomponente
der Erdbebenbeschleunigung werden die Wasserdrücke
u im Boden nicht geändert, weil die Neigung des
i
Grundwasserspiegels durch die Erdbebenbeschleunigung
nicht geändert wird. Aus den Wasserdruckoordinaten
nach Gl. (16) berechnen sich die resultierenden
+/- Wasserdruckkräfte U im Gleitlinienabschnitt wieder
i
nach Gl. (4).
+/- Ui ,i-1 und U +/- in den seitlichen Lamellenrändern
i ,i+1
brauchen nicht berechnet zu werden, weil sie sich als
innere Kräfte aus den Gleichgewichtsbedingungen
herausheben.
Porenwasserüberdrücke:
Aus den Erdbebenkräften DV i und DH i resultieren
rasche Änderungen DN i der totalen Normalkräfte in der
Gleitlinie und aus diesen Porenwasser-Überdrücke bzw.
–Unterdrücke DU i zusätzlich zu den hydrostatischen
Wasserdrücken nach Gl. (16). Die DN i und somit die DU i
ergeben sich nicht als Unbekannte aus dem System
der Gleichgewichtsgleichungen für die Lamellen; sie
müssen ebenso wie die hydrostatischen Wasserdrücke
vorgegeben bzw. durch andere Überlegungen vorweg
bestimmt werden. Wegen der Annahme der Horizontalität
der Lamellenschnittkräfte lässt sich aber folgende einfache
und angemessen genaue Näherung angeben: Man denkt
sich die Erdbebenkräfte DV i und DH i zu ihrer Resultierenden
DF i zusammengesetzt und zerlegt DFi in Komponenten DT i
bzw. DN i parallel und normal zur mittleren Tangente des
Gleitlinienabschnitts; diese Komponenten sind:
Ausgabe 02 | 2010
(Formel (17))
(Formel (18))
Die Kräftepolygone Abb. 4 (c) und (d) zeigen die
Zerlegung nach den Gln. (17) und (18). Die Gln. (17) und
(18) gelten wegen der horizontalen Lamellenschnittkräfte
exakt für diejenige Lamelle, deren Gleitlinienabschnitt
horizontal ist; bei den anderen Lamellen wird ein Teil der
nach Gl. (18) berechneten Kraft DN i von einer Differenz der
Lamellenschnittkräfte aufgenommen.
TECHNOLOGIETRANSFER
Liegt der Gleitlinienabschnitt in wassergesättigtem
oder zumindest teilgesättigtem Boden, so wird
die Normalkomponente DN i zu einem Anteil p ui in
Porenwasserüberdruck
und mit dem Rest in eine effektive Normalkraft:
(Formel (19))
(Formel (20))
umgesetzt. (Im Fall DN i >0 nach Gl.(18) ist DU i nach Gl.(19)
eine Porenwasserüberdruck-Kraft, die auf die Lamellen in
Richtung zum Gleitkreismittelpunkt hin wirkt, wie in Abb.
4 c, andernfalls eine Porenwasserunterdruck-Kraft, das
heißt eine Zugkraft wie in Abb. 4 d).
Der Zahlenwert des Faktors p u in Gl. (19) hängt von
der Wasserdurchlässigkeit und vom Sättigungsgrad des
Bodens in der Umgebung der Gleitfläche ab. Bis genauere
Erkenntnisse vorliegen, wird mit folgenden Schätzwerten
gerechnet:
• Gleitlinie unter dem Grundwasserspiegel: p =1,0 bei allen an
u
den Endböschungen der Tagebaue von RWE vorkommenden
Böden
• Gleitlinie über dem Grundwasserspiegel: Boden an der
Gleitlinie
• Sand oder Kies: pu
=0
• Ton oder Schluff: p =0,7 bis 1,0 je nach
u
Sättigungsgrad
Verminderung des Außenwasserdrucks
auf die Böschungsoberfläche:
Die als Folge langer Wellen angenommene rasche
Wasserspiegelabsenkung um die Höhe Dh w ergibt bei einer
Lamelle im Bereich C eine Änderung der Wasserdrücke
W ix und W iz um DW ix und DW iz , wobei
nach oben
(Formel (21))
(Formel (22))
horizontal von der Böschung weg
D w = g × D h und Dh nach Abb. 4a.
i
mit w w
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66

Einführung der Erdbebenkräfte in die
Gleichgewichtsbedingungen:
Die durch Erdbeben erzeugten Kräfte DV und DH nach
i i
+/- +/-
den Gln. (14) und (15), U nach Gl. (16) statt Gl. (3), DU i
i
nach Gl. (19) und (18) und DW und DW nach Gl. (21) und (22)
ix iz
werden nun zusätzlich zu den ständig wirkenden Kräften
bzw. an deren Stelle in die Gleichgewichtsgleichungen (8),
(9) und (12) eingesetzt, wobei die Annahmen bezüglich der
Richtung der Lamellenschnittkräfte (horizontal) und der
Wirkungslinien der Gleitlinienkräfte N’ und T beibehalten
i i
werden.
Die Gleichung für die Grenzbedingung Gl. (7) gilt danach
unverändert.
Aus Gl. (8) für das Gleichgewicht der Vertikalkräfte wird
Ausgabe 02 | 2010
(Formel 23))
aus Gl. (9) für das Gleichgewicht der Horizontalkräfte
wird mit den Erdbebenkräften
(Formel (24))
dabei gilt, weil sich die horizontalen Wasserdrücke
wegen des horizontalen Wasserspiegels gegenseitig
ausbalancieren,
Ui, i− 1 −Ui, i+ 1 −Wix − Ui sin Ji
= 0
,
wodurch sich Gl. (24) vereinfacht zu
Formel (24a))
Porenwasserüberdrücke in den Lamellenschnitten, die
durch die Erdbebenkräfte entstehen können, sind in den
E ij enthalten, da sie in Gl. (24) nicht explizit berücksichtigt
sind.
Auflösen der Gleichungen und
Bestimmung von h F
Die Kräftepolygone in den Abb. 4 c und d stellen die
graphische Lösung der Gleichungen (23) und (24) für eine
Lamelle bei gewähltem h -Wert dar. Aus den insgesamt 3n
Gleichungen (7), (23) und (24) bzw. (24 a) könnte man den
globalen Sicherheitsbeiwert h F (bzw. den Ausnutzungsgrads
der Scherwiderstände) und außerdem alle unbekannten
Kräfte bestimmen. Um aber den üblichen Rechengang zu
Bestimmung von h F beizubehalten, wird wieder anstelle
der Gleichgewichtsbedingungen für die Horizontalkräfte
die globale Momentengleichgewichtsbedingung benutzt.
TECHNOLOGIETRANSFER
Dazu löst man die Gln. (23) nach Einsetzen von (7) nach N’ i
auf und erhält anstelle von Gl. (10) den Ausdruck
WEITERE INFORMATIONEN UND KONTAKT:
Dr.-Ing. Michael Goldscheider
vormals Institut für Bodenmechanik und Felsmechanik
Univ. Karlsruhe, i. R.
eMail: michael.goldscheider@gmx.de
(Formel (25))
durch Einsetzen von Gl.(25) in Gl.(7) erhält man anstelle
von Gl. (11) den Ausdruck
(Formel (26))
das globale Gleichgewicht der Momente um den
Gleitkreismittelpunkt ergibt anstelle von Gl. (12) die
Gleichung
(Formel(27))
(zur Bedeutung der Nummern j und m siehe Abb. 3);
durch Umformen erhält man aus Gl. (27) die implizite
Gleichung für h F , die an die Stelle von Gl. (13) tritt
(Formel (28))
Mittels Gl. (28) wird h F in üblicher Weise iterativ
ermittelt.
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67

Zusammenfassung
Erdbebenbeschleunigungen mit horizontaler und
senkrechter Komponente haben mehrfache Wirkung auf
eine Böschung: Sie erzeugen zusätzliche Massenkräfte
des Bodens, die sich proportional zu den Massenanteilen
auf das Korngerüst und das Porenwasser verteilen. Durch
die senkrechten Beschleunigungen ändern sich auch die
hydrostatisch bedingten Porenwasserdrücke. Die aus
diesen zusätzlichen Kräften bzw. Drücken resultierenden
Änderungen der totalen Spannungen werden je nach
Wassersättigung des Bodens teilweise oder vollständig
in Porenwasserüberdrücke umgesetzt, die sich den
geänderten hydrostatischen Porenwasserdrücken
überlagern. Taucht die Böschung in ein offenes Gewässer
ein, so ist mit einer raschen Spiegelabsenkung bei gleich
bleibendem Grundwasserspiegel infolge langer Wellen zu
rechnen, die durch das Erdbeben ausgelöst werden können.
Im Beitrag wird gezeigt, wie diese durch ein Erdbeben
erzeugten Kräfte zu formulieren und in die Lamellenstatik
des üblichen Gleitkreisberechnungsverfahrens nach
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Ausgabe 02 | 2010
TECHNOLOGIETRANSFER
Bishop unter Beibehaltung der statischen Annahmen
und Vereinfachungen dieses Verfahrens einzuführen
sind.. Entsprechende Ansätze wurden auch für
zusammengesetzte Bruchmechanismen aus mehreren
Gleitkörpern und geraden Gleitlinien entwickelt.
Literatur
[1] Prof. Klaus- G. Hinzen: Seismische Lasten für die
Ermittlung von Böschungsstandsicherheiten (interner
Bericht)
[2] Goldscheider, M.: Zur Berechnung der Standsicherheit
hoher Böschungen unter Wasser und Erdbebenkräften.
Veröff. Institut für Bodenmechanik und Felsmechanik Univ.
Karlsruhe, H. 170, Teil 2, 2008, S. 9-30
[3] Steven L. Kramer: Geotechnical Earthquake Engineering,
Prentice Hall,1996
DIN 4084: Baugrund – Geländebruchberechnungen.
Januar 2009
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68

Ausgabe 02 | 2010
TECHNOLOGIETRANSFER
Gestaltung von Unterwasserböschungen bei der Gewinnung
von Sand und Kies - Strategien zur Vermeidung von
Böschungsbrüchen
von Dr. rer. nat. Gernot Bode & Dr.-Ing. Volker Patzold
PATZOLD, KÖBKE & PARTNER ENGINEERS | Holm-Seppensen | Deutschland
Das Ingenieurbüro PATZOLD, KÖBKE & PARTNER ENGINEERS hat vor dem Hintergrund von
zahlreichen Böschungsbrüchen bei der Gewinnung von Sand und Kies, die durch die Autoren in
den vergangenen Jahren fachgutachterlich begleitet wurden und in vielen Fällen zu erheblichen
Sach- und Vermögensschäden führten, wirksame Strategien zu deren Vermeidung entwickelt.
Diese Strategien werden nachstehend allgemein beschrieben.
Einleitung
Die Gestaltung von Unterwasserböschungen – als
Erdbauwerke im Sinne der DIN 4084 – bei der Gewinnung
von Sand und Kies steht im Spannungsfeld zwischen den
Interessen der Abbautreibenden und Aufsichtsbehörden.
Einerseits ist den Abbautreibenden aus rohstoffwirtschaftlichen
Gründen und im Hinblick auf eine
Maximierung der gewinn- und nutzbaren Vorräte an einer
möglichst steilen Böschung gelegen. Andererseits ist den
Aufsichtsbehörden aus genehmigungsrechtlichen Gründen
an einer ausreichend standsicheren und entsprechend
flachen Böschung gelegen.
Für Standsicherheitsnachweise von
Unterwasserböschungen beim Abbau von Sand und
Kies stehen nach dem derzeitigen Stand der Technik und
Wissenschaft zwar keine geeigneten Berechnungsmodelle
zur Verfügung, es liegen jedoch empirische
Untersuchungsergebnisse sowie ein entsprechendes
Planungssystem von BODE (2005) und PATZOLD et al.
(2008) vor – als Bestandteil des Planungssystems SAGALO
– System zur Anlagenplanung für die Gewinnung und
Aufbereitung von Lockergestein von PATZOLD, KÖBKE &
PARTNER ENGINEERS (s. PATZOLD et al., 2004).
Die Gewinnungspraxis zeigt, dass sich die
Unterwasserböschungen bei der Gewinnung von Sand
und Kies in anderer Neigung einstellen, als die üblichen
Berechnungsverfahren in DIN 4084 erwarten lassen.
Eine Berücksichtigung von dynamischen Einwirkungen
durch die unterschiedlichen Gewinnungsverfahren oder
auch eine rechnerische Betrachtung von dynamischen
Prozessen durch das ständige Auftreten von Rutschungen
und Trübeströmen im Zuge der Abbautätigkeit – mit
maßgeblicher Bedeutung für die jeweils herstellbare
Böschungsneigung – ist mit erdstatischen Verfahren und
kontinuumsmechanischen Methoden nicht möglich.
Die Beachtung dieses Sachverhaltes kann als erster
Schritt im Hinblick auf die Entwicklung von Strategien
zur Vermeidung von Böschungsbrüchen angesehen
werden, die in vielen Fällen zu erheblichen Sach- und
Vermögensschäden führen.
Bisheriger Stand der Technik
Der Stand der Technik bei der Gewinnung von Sand
und Kies ist zum gegenwärtigen Zeitpunkt und in den
meisten Betrieben der Steine- und Erden-Industrie durch
einen Nassabbau in sogenannter „unkontrollierter“
Ausführung gekennzeichnet. Diese Art des Abbaus kann
mit Gewinnungsgeräten, die mit zwangsgeführten oder
nicht zwangsgeführten Lösewerkzeugen ausgerüstet sind,
durchgeführt werden.
Im Zuge der Gewinnung werden laufend
Böschungsbrüche mit globalem Versagen durch mehr
oder weniger statisch positionierte Baggerung und
unkontrollierte Schnittführung herbeigeführt, die zu
Böschungsneigungen in sogenannter „natürlicher“
Neigung führen.
Zur Entnahme vorgesehenes und im Trockenen
anstehendes Material wird ständig nachgeschoben. Als
Folge dieser Aktivitäten kann es u.A. durch die Sog- und
Erosionswirkung des Suspensionsstromes, der sich unter
Wasser durch den Einschub von Boden bildet, zu einem
Versagen der Böschung im Rückgriff kommen, wie in
Abb. 1 dokumentiert.
Die Abbauböschung stellt sich im Massenausgleich
durch Umlagerung des Lockergesteins ein. Dabei ist
nach eigenen Geländebefunden und entsprechenden
Beobachtungen von MEYER & FRITZ (2001) hinsichtlich
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69

Abb. 1:
Versagen der Böschung (rote Pfeile) nach Einschub von
Boden (blauer Pfeil) aus dem Trockenen ins Nasse.
des zeitlichen Ablaufes ein schneller vorauseilender – zum
Teil auch schlagartig auftretender – Böschungsbruch und
ein langsamer nachfolgender Bruch zu unterscheiden. Die
Herstellung von gebrochenen Böschungssystemen mit
unterschiedlichen Teilböschungsneigungen ist damit nicht
möglich und auch nicht gewünscht.
Eine Kontrolle der Böschungsbaggerung erfolgt in
der Regel nicht oder nur hilfsweise durch Fluchten und
Handpeilungen (s. PATZOLD & BODE, 2001).
Diese Art der Gewinnung, von MEYER & FRITZ
(2001) im Hinblick auf die Standsicherheit von
Unterwasserböschungen auch als „nicht schonender
Ausgabe 02 | 2010
TECHNOLOGIETRANSFER
Abbaubetrieb“ bezeichnet, wird ausschließlich beim
Rohstoffabbau durchgeführt, wenn die Produktionsleistung
ohne Rücksicht auf Gewinnungsverluste im Vordergrund
steht (s. PATZOLD, 1994, 1995). Dabei wird mit zunehmender
Böschungshöhe zugleich die Gefahr von Schadensfällen
infolge von unkontrollierten Böschungsbrüchen mit
erheblicher Rückgriffweite maximiert und letztlich
der Ausbeutegrad in den Lagerstätten mit flacheren
Böschungsneigungen von β

Ausgabe 02 | 2010
TECHNOLOGIETRANSFER
Theoretisch lässt sich mit der unkontrollierten Baggerung im Sand und Kies eine hochgradig
instabile Böschung mit einer Neigung entsprechend dem kritischen Reibungswinkel j c – als
Reibungswinkel des rolligen Bodens bei großer Verformung – herstellen. Eine Betrachtung der
Böschungsbruchsicherheit nach DIN 4084 ist jedoch, wie bereits oben angeführt, nicht möglich,
da die sich einstellende Böschungsneigung offensichtlich von dynamischen Vorgängen bei den
auftretenden Rutschungen abhängt.
Abb. 3:
Erstreckung eines Schadensbereiches
in Niedersachsen.
Tatsächlich erfolgt bei der unkontrollierten Baggerung
durch ständiges Anfahren mit dem Lösewerkzeug
und nachfolgende Böschungsbrüche eine erhebliche
Beanspruchung des Gebirges durch dynamische
Einwirkungen, die zu überflachen Böschungsneigungen und
rückgreifenden Auflockerungen führt. Infolgedessen sind
im s-förmig gebogenen Böschungsprofil konvexe Abbrüche
aus weitreichenden Rutschungen vom Böschungskopf
weg und konkave Abflachungen durch nachfolgende
Sedimentation zum Böschungsfuß hin zu beobachten.
Hier stehen die oberen Bereiche der Böschung im labilen
Gleichgewicht. Dabei sind nach eigenen Echolotpeilungen
und entsprechenden Beobachtungen von HORN (1969),
BÖTTGER et al. (1978) und BÖTTGER (1983 a, b) allmähliche
Verflachungen der Abbauböschung über längere Zeiträume
– teilweise über mehrere Jahre – auszumachen.
Im Zuge einer Rutschung erfolgt im Baggersee eine
weitgehende oder vollständige Auflösung der Struktur und
Strukturfestigkeit des betrachteten Rutschkörpers, der
dementsprechend auch nicht als einfacher Starrkörper wie
in DIN 4084 betrachtet werden kann. Mit Ausbildung eines
Suspensionsstromes erfolgt eine erhebliche Entmischung
und korngrößenabhängige Sortierung des Anstehenden
in der Vertikalen und der Horizontalen („Lawineneffekt“),
die anhand von eigenen Geländebeobachtungen durch
weitreichende Trübstofffahnen mit aufsteigenden
Luftblasen aus entweichender Bodenluft in verschiedenen
Tagebauseen belegt werden kann. Durch Abbautreibende
wird von einem „Kochen“ des Wassers berichtet. Dabei
ist grundsätzlich von einer proximalen Sedimentation
des Grobkorns und einer distalen Ablagerung des
Feinkorns sowie von einer normalen Gradierung mit
einer böschungsabgewandten Schrägschichtung im
resedimentierten Rutschkörper auszugehen.
Von KÖHLER (2001) als auch von RICHWIEN & MEYER
(2004) und RICHWIEN (2005) wird der Bodenluft im Hinblick
auf das Verformungs- und Stabilitätsverhalten von Böden
bei der unkontrollierten Baggerung eine erhebliche
Bedeutung beigemessen.
Das Prinzip der unkontrollierten Baggerung ist
Abb. 4 zu entnehmen. Dabei steht der hier dargestellte
Schwimmgreiferbagger stellvertretend auch für andere
Gewinnungsgeräte, mit denen eine statisch positionierte
Gewinnung in der oben beschriebenen Weise durchgeführt
wird.
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71

Abb. 4:
Prinzip der unkontrollierten Baggerung.
Eine Abschätzung der standsicheren
Unterwasserböschung bei unkontrollierter Baggerung
kann nach PATZOLD & BODE (2004) und BODE (2005) auf
Grundlage von Ergebnissen einer Regressionsanalyse mit
Gl. 1 erfolgen.
H : L
erf .
Ausgabe 02 | 2010
⎡
j
= ⎢5,
260155 − 0,
074211⋅
+ 0,
004926⋅
µ
⎢⎣
g j

Abb. 5:
Prinzip der Box-Cut Baggerung.
zugleich die Gefahr von Schadensfällen infolge von
unkontrollierten Böschungsbrüchen erheblich verringert
und letztlich der Ausbeutegrad in den Lagerstätten mit
steileren Böschungsneigungen als bei der unkontrollierten
Abgrabung erhöht. Darüber hinaus wird die akute Gefahr
einer Bodenverflüssigung in entsprechend gefährdeten
Böden gegenüber dem unkontrollierten Abbau
vermindert. Hier werden derzeit gute Erfahrungen in den
Landkreisen Cloppenburg und Leer gesammelt, die in den
vergangenen Jahren auch aufgrund baugrundspezifischer
Gegebenheiten in besonderem Maße von Schadensfällen
betroffen waren.
Auch im Braunkohlentagebau hat sich der Abbau
in Strossen durch „Abtreppung“ als Vorgabe aus der
Abbauplanung als bodenmechanisch günstig erwiesen (s.
KARCHER, 2003).
Theoretisch lässt sich mit dem Box-Cut Verfahren im
Sand und Kies eine hochgradig instabile Böschung mit
einem Ausnutzungsgrad μ = 1,0 und mit einer Neigung
zwischen dem Peak-Reibungswinkel j p – als maximal
möglicher Reibungswinkel des rolligen Bodens im Sinne
der DIN 18311 in dichtester Lagerung – und dem kritischen
Reibungswinkel j c herstellen. Dies gilt allerdings nur dann,
wenn keine anderen Beanspruchungen auftreten. Für die
Endstandsicherheit der Unterwasserböschungen sollte
im Allgemeinen mit dem kritischen Reibungswinkel j c
gerechnet werden.
Tatsächlich erfolgt auch beim Box-Cut Verfahren
mit zwangsgeführten oder nicht zwangsgeführtem
Lösewerkzeug eine nicht unerhebliche Beanspruchung
des Gebirges durch dynamische Einwirkungen, die keine
Berücksichtigung in DIN 4084 findet und zu einem globalen
Versagen der Böschung führen kann. Infolgedessen sind
Ausgabe 02 | 2010
TECHNOLOGIETRANSFER
mitunter großräumig im zunächst treppenstufenartigen
und anschließend verflachenden Böschungsprofil
rückgreifende Abbrüche aus größeren Rutschungen vom
Böschungskopf weg und weitreichende Abflachungen
durch anschließende Ablagerung zum Böschungsfuß
hin zu beobachten. Hier stehen wiederum die oberen
Bereiche der Böschung in einzelnen Abschnitten im labilen
Gleichgewicht.
Ein Beispiel für die Ausführung einer Box-Cut Baggerung
in einem Tagebausee im Landkreis Cloppenburg, als
Aufzeichnung einer Abbaukontrollanlage Fabrikat Arge VPC
& SPE, Typ MARPO_DGPS_K, ist Abb. 6 zu entnehmen. Bei
Betrachtung wird deutlich, dass nicht nur das Sollprofil (rote
Linie) sondern auch die Strossenhöhe von 2,50 m gemäß
Planfeststellung im Zuge der Nassgewinnung (blaue Linie)
eingehalten wurde. Das Beispiel kennzeichnet eine Box-
Cut Baggerung in ausgezeichneter Ausführungsqualität,
die nach vorangegangenen Schadensfällen nunmehr
in erheblichem Maße zu einer Reduzierung des
Böschungsbruchrisikos am Standort beiträgt.
Grundsätzlich bleibt für die Box-Cut Baggerung in der
Böschung festzuhalten: Ausführung vom Hangenden
zum Liegenden und in der Fläche. Eine Baggerung
vom Liegenden zum Hangenden und auf einer Station
hingegen kennzeichnet eine unkontrollierte Baggerung mit
entsprechend resultierender Standsicherheitsgefährdung
der Böschung.
Eine Abschätzung der standsicheren
Unterwasserböschung bei Box-Cut Baggerung kann
nach PATZOLD & BODE (2004) und BODE (2005) mit Gl. 2
erfolgen.
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73

⎡ 1 j ⎤
c
H : Lerf
. = ⎢ ⋅a
dyn.
⋅ tan ⎥ mit:
⎢⎣
µ tab.
g j ⎥⎦
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• H:L Neigungsverhältnis der Unterwasserböschung [-]
erf.
• μ Ausnutzungsgrad aus Lastannahmen [-]
tab.
• a Abminderungsbeiwert für Gewinnungsverfahren [-]
dyn.
• j Kritischer Reibungswinkel des Bodens [°]
c
• g Teilsicherheitsbeiwert für Reibungswinkel [-]
j
Abb. 6:
Ausführung einer Box-Cut Baggerung (blaue Linie).
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74

Abbaukontrolle
Die Entwicklung von Strategien zur Vermeidung von
Böschungsbrüchen bei der Gewinnung von Sand und
Kies ist ohne eine Abbaukontrolle nicht denkbar. Dazu
stehen am Markt leistungsfähige Anlagen zur Verfügung,
die eine Box-Cut Baggerung und eine Minimierung von
Gewinnungsverlusten überhaupt erst ermöglichen. Als
Beispiel wird hier auf die Abbaukontrollanlage Fabrikat
Arge VPC & SPE, Typ MARPO_DGPS_K, hingewiesen.
Die Funktionsweise dieser Anlage ist nachstehend
beschrieben.
• Konfiguration des Geländemodells: Vor der Installation
werden Daten einer Lagerstättenerkundung, Auflagen
gemäß Planfeststellung zu Abbaugrenzen, Sollböschungsneigungen
und gegebenenfalls zu Bauverbotszonen etc.
sowie die Konstruktionsgeometrie des Schwimmbaggers in
den Bordrechner eingegeben.
• Positionierung des Baggers: Die Position des Baggers wird
über Satelliten-Positionierung bestimmt. Die Positionsdaten
werden mittels Kabel oder per Funk auf den Bordrechner
übertragen und dort verarbeitet.
Ausgabe 02 | 2010
TECHNOLOGIETRANSFER
• Positionierung des Lösewerkzeuges: Die Tiefe des
Lösewerkzeuges wird mittels Druckmessdose, Winkelmesser
oder Echolot bestimmt. Die Lage des Werkzeuges wird
unter Berücksichtigung der Gerätegeometrie ebenfalls
über die Positionierung ermittelt. Die Positionsdaten des
Lösewerkzeuges werden auf den Rechner übertragen und
dort verarbeitet.
• Option für 360° Sonar: Bei Baggerungen in größeren Tiefen
kann das Baggerfeld einschließlich Böschungsbereich durch
ein 360° Sonar fortlaufend kontrolliert werden. Dabei wird
die sich einstellende Böschung und zulaufendes Material
während der Baggerung kontinuierlich auf dem Bildschirm
angezeigt. Die Messdaten werden vom Bordrechner
verarbeitet.
• Eingabe des Baggerseespiegels: Die Änderungen des
Baggerseespiegels werden manuell oder mittels Funkpegel
in den Rechner eingegeben.
• Visualisierung des Abbaubetriebes: Die Daten werden dem
Baggermeister auf einem Touch-Screen Bildschirm in 2
Bildebenen dargestellt, wie in Abb. 7 visualisiert.
Abb. 7:
Ansichten Abbaukontrollanlage Fabrikat
Arge VPC & SPE, Typ MARPO_DGPS_K.
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75

• Bildebene I: Lageplan, Position des Baggers,
Topographie der Gewässersohle, Abbaugrenzen,
Böschungsfußlinie sowie Schnittlinie für Bildebene II.
• Bildebene II: Vertikalschnitt, Geländemodell mit Position
des Lösewerkzeuges sowie Soll- und Ist-Böschung.
Die Darstellung der Bildebene I kann im Betrieb
zur 3D-Visualisierung des Abbaugebietes und des
Abbaugerätes umgeschaltet werden. Dies gilt ebenfalls
für die Darstellung der Restmächtigkeiten.
• Auswertung der Baggerdaten: Die Positions-, Zeit- und
Tiefendaten der Baggerung werden fortlaufend im
Bordrechner gespeichert und stehen der Betriebsleitung
zur Auswertung mit der Bürosoftware zur Verfügung.
Dabei können Lagepläne, Tiefenkarten und Querprofile
erstellt sowie Produktions- und Restmengenermittlungen
durchgeführt werden.
Abbaukonzept
Die Anfertigung eines Abbaukonzeptes und dessen
Umsetzung im Gewinnungsbetrieb stellt schließlich das
Werkzeug zur Vermeidung von Böschungsbrüchen bei der
Gewinnung von Sand und Kies dar. Die Grundlagen und
Elemente in diesem Zusammenhang sind nachstehend
angeführt.
Ausgabe 02 | 2010
TECHNOLOGIETRANSFER
• Durchführung einer Baugrunderkundung: Zur Beurteilung
der Standsicherheit des Böschungssystem ist die
Verfügbarkeit von Ergebnissen einer Baugrunderkundung
erforderlich. Dazu gehören z.B. Schichtenverzeichnisse von
Aufschlussbohrungen, Ergebnisse von Drucksondierungen
sowie Resultate von Korngrößenanalysen und Ergebnisse
einer geophysikalischen Lagerstättenerkundung.
• Durchführung einer Echolotpeilung: Zur Betrachtung der
Standsicherheit des Böschungssystems ist weiterhin die
Verfügbarkeit von Ergebnissen einer Echolotpeilung bzw.
eines Geländeaufmaßes notwendig.
• Durchführung einer Standsicherheitsuntersuchung: Auf
Grundlage der Baugrunderkundung und Echolotpeilung
ist im Hinblick auf Vorgaben zur Gestaltung der Unterwasserböschung
eine Standsicherheitsuntersuchung
durchzuführen. Dabei sind neben dem Baugrundmodell auch
das Gewinnungsverfahren und Gewinnungsgerät zu berücksichtigen.
• Ausweisung von Bauverbotszonen: Auf Grundlage einer
Sensitivitätsanalyse durch Verschneidung von Soll- und
Ist-Profil ist das Gefährdungspotential von Nachbargrundstücken
abzuschätzen und gegebenenfalls eine
Ausweisung von Bauverbotszonen durchzuführen. Siehe
dazu Abb. 8.
Abb. 8:
Ausweisung von Bauverbotszonen.
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76

Die Ausweisung einer Bauverbotszone ist z.B.
nach einem Böschungsbruch zur Minimierung eines
Lasteintrags in die Abbruchböschung sinnvoll. In diesem
Fall ist die Breite des „Sperrstreifens“ im Sinne des
Bundesfernstraßengesetzes (§9, FstrG, 1994) als auch des
Niedersächsischen Straßengesetzes (§24, NstrG, 1980) im
Bereich des Schadensfalles entsprechend der Breite aus
resedimentiertem Material anzulegen, und zwar um das
„Widerlager“ am Böschungsfuß gegen einen neuerlichen
Bruch der betreffenden Böschung nicht zu schwächen.
Die Erstreckung der Berme zum Schadensbereich hin ist
aus Ergebnissen einer Standsicherheitsuntersuchung und
Echolotpeilung abzuleiten.
• Anfertigung eines Abbaukonzeptes: Auf Grundlage der
Standsicherheitsuntersuchung und Sensitivitätsanalyse
sowie unter Berücksichtigung der Vorgaben gemäß
Planfeststellung ist ein Abbaukonzept anzufertigen, das
üblicherweise als Betriebshandbuch anzulegen ist.
• Erstellung eines Geländemodells: Durch Digitalisierung
des Baugrundmodells sowie des Soll- und Ist-Profils wird
ein Geländemodell zur Implementierung in eine Abbaukontrollanlage
erhalten.
• Installation der Abbaukontrollanlage: Nach Erstellung des
Geländemodells wird die Abbaukontrollanlage installiert.
• Schulung der Mitarbeiter: Zur Qualifizierung des
Baggermeisters im Hinblick auf den Einsatz der
Abbaukontrollanlage und die Durchführung einer Box-Cut
Baggerung ist eine Schulung erforderlich.
• Auswertung der Abbaukontrolldaten: Im Zusammenhang mit
der Wartung und Funktionsprüfung der Abbaukontrollanlage
ist eine Auswertung der Abbaukontrolldaten in einem Intervall
von < 12 Monaten anzuraten. Damit wird zugleich ein Nachweis
gegenüber der Aufsichtsbehörde im Hinblick auf die
Einhaltung der Auflagen gemäß Planfeststellung erbracht.
Zusammenfassend bleibt auf Grundlage der
Erfahrungen von PATZOLD, KÖBKE & PARTNER ENGINEERS
festzustellen, dass mit einer auf den Einzelfall abgestimmten
Abbauplanung sowie mit der Einführung einer Box-Cut
Baggerung und der Gewährung einer Abbaukontrolle bei der
Gewinnung von Sand und Kies das Böschungsbruchrisiko
in erheblichem Maße reduziert werden kann. Neben einer
Maximierung der gewinn- und nutzbaren Vorräte können
damit Schäden des Abbautreibenden und Dritter im Zuge
des Gewinnungsbetriebes abgewendet werden.
Ausgabe 02 | 2010
TECHNOLOGIETRANSFER
Aufgeführte Schriften
BODE, G. (2005): Zur Ausbildung und Gestaltung von
Böschungssystemen bei der Gewinnung von Sand und
Kies – Entwicklung eines Planungssystems. – Diss. Naturwissenschaftliche
Fakultät der Universität Hannover:
177S., 74 Abb., 65 Tab., 5 Anh.; Hannover.
BÖTTGER, M. (1978): Böschungsschäden und ihre
Verhinderung in Kiesgruben. Dargestellt an Beispielen aus
dem Oberrheingebiet. – Garten und Landschaft, 88 (3): 160-
166; München (Callwey).
BÖTTGER, M. (1983 a): Die Böschungsgestaltung in
Baggerseen der Sand- und Kiesvorkommen des mittleren
Oberrheingebietes. – Carolinea (4): 21-32; Karlsruhe.
BÖTTGER, M. (1983 b): Echolotmessungen in Baggerseen –
Ergebnisse und Folgerungen. – Wasser & Boden, (9): 400-
404; Hamburg.
HORN, A. (1969): Der Gleichgewichtszustand von
Kiesgruben unter Grundwasser. Zulässiger Grenzabstand
bei Baggerungen. – Wasser & Boden, (8): 237-239;
Hamburg.
KARCHER, C. (2003): Tagebaubedingte Deformationen im
Lockergestein. – Diss. Fakultät für Bauingenieur-, Geound
Umweltwissenschaften der Universität Karlsruhe –
Veröffentlichungen des Institutes für Bodenmechanik und
Felsmechanik der Universität Fridericiana in Karlsruhe 160:
193 S.; Karlsruhe.
KÖHLER, H.-J. (2001): Druckwechselbelastung an Wasser-
Boden-Grenzflächen. – Die Bautechnik 16: 409-413; Berlin
(Ernst).
MEYER, H. & FRITZ, L. (2001): Unterwasserböschungen aus
Sicht der Bodenmechanik. – Zeitschrift für angewandte
Geologie 47 (1): 4-7; Stuttgart (Schweizerbart).
PATZOLD, V. (1994): Auswahl des Gewinnungsverfahrens
beim Abbau von Kiessand unter Berücksichtigung von
Gewinnungsverlusten. – Erzmetall (47) 10: 618-626;
Clausthal-Zellerfeld.
PATZOLD, V. (1995): Gerätebedingte Gewinnungsverluste
und Ansätze zu deren Minimierung. – Erzmetall (48) 6/7:
444-451; Clausthal-Zellerfeld.
PATZOLD, V. & BODE, G. (2001): Herstellung und Ausbildung
von Unterwasserböschungen in Baggerseen. – Zeitschrift
für angewandte Geologie 47 (1): 17-22; Stuttgart
(Schweizerbart).
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77

PATZOLD, V. & BODE, G. (2004): Abschlussbericht zum
Forschungs- und Entwicklungsvorhaben – Verminderung
des Flächenverbrauchs durch die Rohstoffgewinnung
durch Maximierung der gewinn- und nutzbaren Vorräte
von Lagerstätten im Lockergestein (Sand und Kies)
unter besonderer Berücksichtigung der Gestaltung von
Unterwasserböschungen. – 159 S., 62 Abb., 66 Tab., 6 Anh.,
1 Anl.; Förderung durch Deutsche Bundesstiftung Umwelt,
Aktenzeichen 18713; Osnabrück.
PATZOLD, V., KÖBKE, J.-U., LÜBKE, H., BODE, G. & GRUHN,
G. (2004): Sagalo – Ein System zur Anlagenplanung für die
Gewinnung und Aufbereitung von Lockergestein. – Aufbereitungstechnik
12: 32-40; Gütersloh (Bauverlag).
PATZOLD, V., GRUHN, G. & DREBENSTEDT, C. (2008):
Der Nassabbau – Erkundung, Gewinnung, Aufbereitung,
Bewertung. – 472 S., zahlr. Abb. und Tab.; Berlin, Heidelberg,
New York (Springer).
RICHWIEN, A. (2005): Untersuchungen zur Standsicherheit
von Unterwasserböschungen aus nichtbindigen
Bodenarten. – Diss. Institut für Geotechnik und
Markscheidewesen der Technischen Universität Clausthal
– Schriftenreihe Geotechnik und Markscheidewesen 10:
165 S., zahlr. Abb, Tab. und Anh.; Clausthal-Zellerfeld.
RICHWIEN, A. & MEYER, N. (2004): Nachweis der
Standsicherheit von Unterwasserböschungen aus
nichtbindigen Bodenarten. – Schriftlicher Beitrag
zum Vortrag an der Bundesanstalt für Wasserbau am
17.09.2004: 12 S., 5 Abb., 4 Tab.; Karlsruhe. [unveröff.]
Ausgabe 02 | 2010
WEITERE INFORMATIONEN UND KONTAKT:
Patzold, Köbke & Partner Engineers
Partnergesellschaft
Dr. rer. nat Gernot Bode
Beratender Geowissenschaftler BDG
Dr.-Ing. Volker Patzold
Beratender Ingenieur VBI
Kleiberweg 20
21244 Buchholz i.d.N | Deutschland
Tel.: +49 (0) 41 87 - 312 - 306
Fax: +49 (0) 41 87 - 74 - 92
eMail: info@vp-engineers.de
Internet: www.vp-engineers.de
TECHNOLOGIETRANSFER
Dr. rer. nat. Gernot Bode wurde 1967 in Hannover geboren. Er
absolvierte 1997 ein Studium der Geologie und Paläontologie
an der Universität Hannover und wurde 2005 eben da nach
berufsbegleitender Forschungstätigkeit promoviert. Nach
seinem Studium war er in verschiedenen Ingenieurbüros
im Bereich des Tagebaus, der Hydrogeologie, der Geo- und
Umwelttechnik tätig. Seit 2010 ist Herr Dr. rer. nat. Gernot
Bode Partner bei Patzold, Köbke & Partner Engineers
| dr.gernot.bode@vp-engineers.de |
Dr.-Ing. Volker Patzold wurde 1942 in Hayingen / Lothringen
geboren. Er absolvierte 1968 ein Bergbaustudium an der
Technischen Universität Clausthal-Zellerfeld und wurde
1970 an der Technischen Universität Hannover promoviert.
Nach seinem Studium war er in verschiedenen Firmen im
Bereich des Wasser-, Straßen- und Tiefbaus tätig. Seit 1984
ist er selbstständig. Herr Dr.-Ing. Volker Patzold ist Inhaber
des Ingenieurbüros Dr.-Ing. Volker Patzold und Seniorpartner
bei Patzold, Köbke & Partner Engineers.
| dr.volker.patzold@vp-engineers.de |
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ContiTech Conveyor Belt Group | Phone +49 5551 702-207
transportbandsysteme@cbg.contitech.de
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WEITERBILDUNG
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At l A s Co p C o Co n s t ru C t i o n to o l s
Ausgabe 02 | 2010
NEUHEITEN & REPORTAGEN
ATLAS COPCO NEUE GESTEINSBOHRHäMMER –
FÜR DEN UNTERTAGEEINSATZ!
Atlas Copco stellt einige neue und modifizierte Gesteins- und Stützenbohrhämmer vor. Eine
komplette Reihe von leichten und schallgedämpften Bohrhämmern für den Untertageeinsatz
wird zur Bauma 2010 präsentiert. Ein modifiziertes Modell hat das ATEX-Verfahren bestanden und
entspricht jetzt in vollem Umfang der ATEX-Richtlinie. Darüber hinaus werden zwei Versionen eines
neuen Hochleistungs-Säulenbohrhammers vorgestellt.
Schallemissionen sind bei
Gesteinsbohrungen im Tage- und Bergbau
ein wichtiges Thema. “Heute verlangen die
Kunden immer häufiger schallgedämpfte
Ausführungen für ihre Gesteinsbohrhämmer”,
erläutert Rikard Nordén, Product Line
Manager Light Rock Drills bei Atlas Copco
Construction Tools. Um die Nachfrage zu
befriedigen, wird eine Reihe bestehend aus
drei schallgedämpften Hämmern eingeführt.
“Die Schallleistungspegel unserer BBC 16 WS,
BBD 34 WS und BBD 94 WE wurden je nach
Modell um 5-8 dB(A) gesenkt”, fügt Nordén
hinzu. “Das menschliche Ohr empfindet dies
als eine Reduzierung um mehr als 50 %.”
Einige technische Änderungen haben
dazu beigetragen, dass das Modell BBD 94
WS zusammen mit der Bohrstütze BMK 91RS
der ATEX-Richtlinie entspricht. “Das ist Atlas
Copcos einziger leichter Gesteinsbohrer, der
das ganze Verfahren gemäß der Richtlinie
94/9/EC durchlaufen hat,” erläutert Rikard
Nordén. Die ATEX (ATmosphère EXplosible) Richtlinie
beinhaltet zwei EU-Richtlinien, die vorgeben, welche
Ausrüstungen und Arbeitsbedingungen in explosiver
Umgebung zulässig sind.
Beim BBC 34 WS6 und BBC 34 WS8 handelt es
sich um Hochleistungs-Säulenbohrgeräte, die die
vorhandene Produktreihe erweitern. Sie wurden für
die harten Einsatzbedingungen bei Bohr-, Vortriebs-
und Ankerarbeiten entwickelt. Sie eignen sich für
mittelhartes bis hartes Gestein und zeichnen sich
durch eine hohe Schlagenergie und ein starkes
Drehwerk aus.
WEITERE INFORMATIONEN UND KONTAKT:
Atlas Copco Construction Tools
Marketing Comunication/ Media Relations
Anja Kaulbach
Tel.: +49 (0)201 - 633 - 22 33
eMail: anja.kaulbach@de.atlascopco.com
Internet: www.atlascopco.com
Atlas Copco Construction Tools
ist eine Abteilung innerhalb des Geschäftsbereichs Construction und Mining Technique von Atlas Copco. Hier werden hydraulische,
pneumatische und benzinbetriebene Ausrüstungen für Abbruch-, Recycling-, Verdichtungs-, Gesteinsbohrungs- und Betonarbeiten
hergestellt und vermarktet. Die Produkte werden unter diversen Marken über eine weltweite Vertriebs- und Kundendienstorganisation
vertrieben. Die Abteilung hat ihren Hauptsitz in Stockholm, Schweden, und unterhält Fertigungsstätten in Europa, Afrika und Asien. .
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At l A s Co p C o su r f A C e Drilling eq u i p m e n t
ATLAS COPCO
Ausgabe 02 | 2010
NEUHEITEN & REPORTAGEN
NEUES SMARTRIG ROC D65S –
GROSSARTIGE NEUIGKEITEN FÜR STEINBRUCHSBETREIBER UND
BOHRUNTERNEHMEN!
Mit der Einführung des aktuellsten Senkhammer-Bohrgeräts - dem SmartRig ROC D65s
- hat Atlas Copco den Steinbruch- und Tagebaubetrieb in neue Sphären gehoben. Das
Bohrgerät ist das erste seiner Art, dass alle Vorteile des bewährten Bohrgeräts ROC
L8 DTH mit der fortschrittlichen Automatisierungs- und Steuerungstechnologie der SmartRig-
Familie verbindet und somit ganz neue Möglichkeiten für die Produktivität von Tagebauen und
Steinbrüchen eröffnet.
Atlas Copco verfügt über langjährige und umfassende
Erfahrungen mit seinem computergestützten
Bohrkontrollsystem (RCS), das die Grundlage für die
SmartRig-Plattform bildet. Mit dem SmartRig ROC D65s
stehen alle Vorteile dieses Systems nun auch für Tagebaue
und Steinbrüche zur Verfügung. Das RCS steuert das gesamte
Bohrgerät - vom Bohrzyklus über das automatische Magazin
bis hin zum optionalen Bohrlochnavigationssystem. Das
System ermöglicht auch eine einfache Übertragung von
Planungs- und Leistungsdaten zwischen dem Bohrgerät
und den Computern im Betriebsbüro.
Das SmartRig ROC D65s wurde für Bohrlochdurchmesser
von 110–203 entwickelt. Es verwendet Secoroc COP 44, 54
oder 64 Senkbohrhämmer. Die maximalen Bohrlochtiefe
beträgt 54 Meter. Die Bohrleistung wird von einem im
Gerät integrierten Atlas Copco XRX10 Kompressor mit
einem Druck von 30 bar bereitgestellt. Angetrieben wird
das Bohrgerät wird von einem Caterpillar C15 Motor mit
539 PS.
Das SmartRig ROC D65s bietet eine vollkommen neue
Bohrerfahrung für die Tagebau- und Steinbruchsbetreiber
und spart damit viel Zeit und Geld.
Symbol für die Zukunft
„Dies ist die Zukunft für das Bohren von Sprengbohrlöchern
in Tagebauen und Steinbrüchen“, sagt Olav Kvist,
Product Manager, Atlas Copco. „Die Möglichkeiten des
ROC L8 und des SmartRig wurden nun in einem einzigen
Bohrgerät, das ein vollkommen neues Bohren ermöglicht,
miteinander kombiniert. Ein Beispiel hierfür ist, dass das
Bohrgerät automatisch Bohrrohre nachsetzt und wieder
ziehen kann, wodurch diese Arbeit nicht mehr durch den
Bediener zu erledigen ist. Der Bediener kann sich nun
anderen Aufgaben zuwenden, während das Bohrgerät das
Bohrloch eigenständig erstellt.“
Das neue SmartRig ROC D65s wurde vom
Tagebaubetreiber NCC Roads im Aitik-Kupfertagebau in
Nordschweden mit ca. 45.000 gebohrten Metern über
einen Zeitraum von ca. sechs Monaten ausgiebig getestet.
Die Ergebnisse waren so beeindruckend, dass NCC Roads
dieses Bohrgerät gleich erworben und ein weiteres für das
Jahresende in Auftrag gegeben hat.
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81

Fortschrittliche Technologie
NCC Roads verfügt über eine Flotte von 18 Atlas Copco
Bohrgeräten, darunter auch SmartRig ROC D7C Bohrgeräte
für diverse Bohrarbeiten. Martin Malmsten, Operations
Manager, sagt hierzu: „Bei NCC versuchen wir immer, die
fortschrittlichste Technologie anzuwenden - und genau
das können wir mit dem neuen SmartRig.“
„Während des Testzeitraums können wir uns wahrhaftig
von den Vorteilen des RCS und der automatisierten System
überzeugen. Dadurch können unsere Bediener andere
wichtige Aufgaben erledigen, während das Bohrgerät
seine Bohraufgaben selbstständig ausführt. Dadurch
sparen wir viel Zeit und Arbeitskraft.“
Dank der drei ROC L8 Bohrgeräten und den ROC D7C und
ROC D9C Bohrgeräten seien die Bediener bei NCC bereits
gut mit dem Atlas Copco Bohrkontrollsystem vertraut, so
Malmsten.
„Unsere Bediener kennen die Systeme von Atlas Copco
und schätzen die automatisierten Funktionen. Sie sind sehr
glücklich, nun auch mit dem SmartRig arbeiten zu können,
denn dadurch wird ihre Arbeit noch einfacher - nicht nur in
Aitik, sondern auch vielen anderen Standorten, wo wir für
das Bohren verantwortlich sind.“
Ausgabe 02 | 2010
NEUHEITEN & REPORTAGEN
Mit dem ersten SmartRig ROC D65s im Einsatz ist
NCC nun in der Lage, mit der SmartRig-Technologie
im Aitik-Tagebau von den Testbohrungen zu den
Produktionsbohrungen überzugehen. Das zweite Gerät
wurde für die Inbetriebnahme später in diesem Jahr, wenn
die Nachfrage steigt, vorbestellt.
Der Tagebau Aitik befindet sich außerhalb des
Ortes Gällivare und ist einer der europaweit größten
Kupfertagebaue. Hier werden auch beachtliche Mengen
an Gold uns Silber abgebaut. Die jährliche Erzproduktion
übersteigt 18 Millionen Tonnen.
WEITERE INFORMATIONEN UND KONTAKT:
Atlas Copco Surface Drilling Equipment
Product Manager Automation
Olav Kvist
Tel.: +46 (0)19 - 670 - 74 22
Fax: +46 (0)19 - 670 - 72 51
eMail: olav.vist@se.atlascopco.com
Internet: www.atlascopco.com
Atlas Copco Surface Drilling Equipment
Vice President Marketing
Bo-Göran Johansson
Tel.: +46 (0)19 - 670 - 72 59
Fax: +46 (0)19 - 670 - 72 89
eMail: bo-goran.johansson@se.atlascopco.com
Internet: www.atlascopco.com
Atlas Copco Surface Drilling Equipment
Communications Professional
Marina Haikara
Tel.: +46 (0)19 - 670 - 74 35
Fax: +46 (0)19 - 670 - 72 51
eMail: marina.haikara@se.atlascopco.com
Internet: www.atlascopco.com
Atlas Copco Surface Drilling Equipment
ist ein Geschäftsbereich des Organisationsbereichs Bau- und Bergbaugeräte von Atlas Copco. Er umfasst Entwicklung,
Herstellung und Vermarktung von Bohrgeräten für eine Vielzahl von Anwendungen mit weltweitem Einsatz in den
Bereichen Hoch- und Tiefbau, Steinbrucharbeiten und Tagebauarbeiten. Der Geschäftsbereich legt einen besonderen
Wert auf innovatives Produktdesign und Unterstützungssysteme für den Sekundärmarkt, wodurch ein zusätzlicher
Wert für den Kunden geschaffen wird. Der Hauptsitz des Geschäftsbereichs und die Hauptfertigungsanlagen befinden
sich in Örebro, Schweden. Weitere Informationen finden Sie unter www.atlascopco.com .
Das SmartRig ROC D65s ergänzt die Produktpalette der Übertage-
Bohrgeräte von Atlas Copco und bietet eine fortschrittliche
Bohrlösung für jede Tagebau- und Bohranwendung.
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At l A s Co p C o geoteChniCAl Drilling A n D ex p l o rA t i o n
Terracore
Für den spezialisierten Bedarf von Kunden, die im Segment
der geotechnischen und Lockergesteinserkundung
arbeiten, wurde das Terracore-Produktprogramm
entwickelt.
Das Sortiment umfaßt Bohrwerkzeuge und
Ausrüstungen für Lockergesteinsboh-rungen,
für geotechnische Bohrungen und Bohrungen in
Baugrunduntersuchungspro-jekten. Terracore Produkte
sind jedoch ebenso einsetzbar bei Drainagebohrungen und
Pilotbohrungen für Bergbau- und Schachtbohrprojekte.
Atlas Copco ist ein Lieferant für Kernbohrausrüstungen
seit 1886 und Synonym für hochentwickelte Produkte im
Bereich Diamantkernbohrung.
Durch seine Vorreiterrolle hat Atlas Copco mit
maßgeblichen Entwicklungen zum heutigen technischen
Stand in der Kernbohrtechnik beigetragen:
Ausgabe 02 | 2010
• metrischer Standard für Kernbohrausrüstungen
• dünnlippige Doppelkernrohre
• Geobor-S Seilkernrohre
• Aluminiumbohrgestänge
• imprägnierte Diamantbohrkronen
ATLAS COPCO
NEUHEITEN & REPORTAGEN
GEOTECHNISCHE
UNTERSUCHUNGSMETHODEN
MIT TERRACORE!
Mit neuen Infrastrukturprojekten, Dämmen, mit
neuen Bauprojekten generell, wächst der Markt für
geotechnische und Grundbauaktivitäten. Es ist also
von einem erhöhten Bedarf an Ausrüstungen und Werkzeugen
auszugehen. Atlas Copco hat die Produkte und das Zubehör,
um der wachsenden Nachfrage gerecht zu werden.
Ziel des Unternehmens ist es, auch in Zukunft die
Innovationskraft des Unternehmens auf nachhaltige
Produktentwicklung zum Nutzen unserer Kunden weiter
auszubauen.
WEITERE INFORMATIONEN UND KONTAKT:
Atlas Copco Geotechnical Drilling and Exploration
Vice President Geotechnical Engineering Business
Steve Greer
Tel.: +46 (0)708 - 56 - 96 14
eMail: steve.greer@se.atlascopco.com
Internet: www.atlascopco.com
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Ausgabe 02 | 2010
NEUHEITEN & REPORTAGEN
sA n D v i k mi n i n g A n D Co n s t ru C t i o n Ce n t r A l eu ro p e gm bh
OETELSHOFEN KALK SETZT MASSSTäBE –
SEIT ÜBER 100 JAHREN
SANDVIK WT7000
REDUZIERT EMISSION UM 20 DB UND VERDREIFACHT DIE STANDZEIT!
Sandvik WT7000
Kulturell und wirtschaftlich hat Wuppertal traditionell
Maßstäbe gesetzt. Das Tanztheater Pina Bausch und
Aspirin hatten hier ihren Ursprung und wirkten weit über
die Region und Grenzen hinaus. Als 1901 die Schwebebahn
den Betrieb aufnahm, feierte der Urgroßvater der
heutigen Geschäftsführer Jörg Hermann und Moritz Iseke
bereits das einjährige Bestehen von Oetelshofen Kalk.
Startete der Gründer als Landwirt im Ortsteil Wuppertal-
Hahnenfurth seine Aktivitäten im überschaubaren Rahmen,
so entwickelten die nachfolgenden Generationen das
Familienunternehmen weiter – zu einem mittelständischen
Betrieb mit aktuell 95 Mitarbeitern und einem Jahresumsatz
von rund 35 Mio. EUR.
Kalksteinabbau und veredelte Branntkalk-Produkte
für diverse Industriezweige stehen auf dem Programm
der Wuppertaler. 75% der Produkte sind im Umkreis
von 80 km für die heimische Wirtschaft auf der Straße
oder Schiene unterwegs. Rund 100.000 Tonnen
Kalksteinmehl im Jahr werden beispielsweise per Bahn
für die Rauchgasentschwefelungsanlagen der rheinischen
Kraftwerke geliefert.
Die Jahresproduktion beträgt derzeit 2 Mio. Tonnen.
Damit dies auch in Zukunft Bestand hat und auf
umweltverträgliche Weise erfolgt, wurde bei Oetelshofen
investiert – in neue Brenntechnik von QualiCal sowie
Verschleiß- und Lärmschutz von Sandvik. “Für die nächsten
50 Jahre ist die Gewinnung von hochwertigem Kalk am
Standort gesichert. Danach müssen sich die Ingenieure
mit dem Abbau unterhalb des Grundwasserspiegels
befassen.”, erläutert Moritz Iseke.
“Wir sind von je her offen für neue Techniken
und Technologien. In einem Pilotprojekt mit einem
italienischen Ingenieurbüro haben wir am Standort eine
neue Brenntechnik installiert. Mit einem Wirkungsgrad
von 90% findet der GGR-Ofen (Gleichstrom-Gegenstrom-
Regenerativ-Bauweise) weltweit Beachtung. Es vergehen
keine zwei Wochen ohne eine Führung einer internationalen
Delegation durch unser Werk.”, schwärmt der innovative
Urenkel des Gründers.
“Neben der Fürsorgepflicht gegenüber unseren
Mitarbeitern fühlen wir uns – wie selbstverständlich – der
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Ausgabe 02 | 2010
NEUHEITEN & REPORTAGEN
Natur und den Anwohnern verpflichtet. Das schließt Reduktion der Lärmemission ein.”, ergänzt Iseke die Philosophie
des Hauses. In diesem Zusammenhang wurde der Kontakt zu Sandvik aufgenommen.
Erste, positive Erfahrungen mit den Sandvik Verschleißgummiplatten WT7000 hat das Unternehmen bereits vor einem
halben Jahr bei der Auskleidung eines ca. 6 m 2 großen Trichters an der Ofenaufgabe gemacht. Das modulare System
zeichnet sich durch den leichten Einbau und die Minderung des Geräuschpegels um ca. 20 dB aus, das menschliche Ohr
empfindet dies als eine Minderung der Schallemissionen um 50%, hiervon überzeugt, entschied sich die Geschäftsleitung
ebenfalls den neuen 120 m 2 großen Einkipptrichter mit den WT7000 Gummiplatten auszustatten.
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Die Aufgabenstellung lautete, das richtige Material
für die Ansprüche und Anforderungen des Trichters
auszuwählen, der für rund 500.000 Tonnen Gestein
pro Jahr ausgelegt ist. Nach einer Planungs- und
Beratungsphase entschied man sich für 1.500 Stück mit
Schweißbolzen montierte Gummiplatten in einer Dicke
von 50 mm, die den bis zu 60 Tonnen Gestein pro Mulde,
mit einer Partikelgröße bis zu 140 mm, gerecht werden.
Sollte das scharfkantige Gestein in Zukunft mal
Spuren hinterlassen, ist mit dem leichten Austausch
einzelner Platten mit 5 kg pro Stück und einer Größe von
300 x 300 mm für schnelle, kostengünstige und gefahrlose
Abhilfe gesorgt.
„Das Grundelement des Trichters ist durch das
patentierte Modulplattensystem gegen Risse und
Deformation geschützt, es bleibt somit in seiner
Ursprungsform, die Speziallippe an den Platten vermeidet
das Eindringen von Feinstoffen in den Zwischenräumen,
zudem ist die mind. 3-fache Standzeit ein weiterer
Pluspunkt. Diese Vorteile können die herkömmlichen
Lösungen mit Metall- oder Verbundmaterial nicht bieten.“,
erklärt Selim Sahin von Sandvik.
Die aus 100% Gummi hergestellten Kautschukplatten
bringen weitere Vorteile mit sich, wie z. B. das einfache
Schneiden und die hohe Umweltverträglichkeit durch
recyclebares Material.
Ausgabe 02 | 2010
NEUHEITEN & REPORTAGEN
“Im Steinbruch befindet sich die größte Uhupopulation
Europas.” erzählt der Jäger Iseke, nicht ohne Stolz. Drei
Jungtiere schlüpfen im Kalkbruch Osterholz pro Jahr. Bei
einem Zweischichtbetrieb im Steinbruch werden sich
die Nachtjäger also bei Sandvik für die tägliche Ruhe
bedanken.
Im Kalkwerk wurde bereits über
zukünftige Einsatzmöglichkeiten der Sandvik
Verschleißschutzprodukte nachgedacht und konkret
über Produkt- und Materialtests vor Ort gesprochen.
Beispielsweise: die Auskleidung der Muldenkipper oder
der Einsatz von Keramik-/Gummiverschleißschutzplatten.
Die Firma Oetelshofen wird auch in den folgenden
Jahren, gemeinsam mit den Geschäftspartnern, Maßstäbe
setzen – im Einklang mit Natur und Mensch.
WEITERE INFORMATIONEN UND KONTAKT:
Sandvik Mining and Construction Central Europe GmbH
Sales Manager Wear Protection/Screening Media
Selim Sahin
Tel.: +49 (0)201 - 17 85 - 361
eMail: selim.sahin@sandvik.com
Internet: www.sandvik.com
Sandvik ist eine globale Gruppe hochtechnologischer Unternehmen, die Spitzenprodukte herstellt und eine weltweit führende Rolle in folgenden
Bereichen einnimmt: Werkzeuge für die Metallbearbeitung, Maschinen und Werkzeuge für die Gesteinsverarbeitung, Edelstahlprodukte, Speziallegierungen,
Hochtemperatur-Materialien sowie Prozess- und Sortieranlagen. Die Gruppe beschäftigte 2009 rund 44 000 Mitarbeiter in 130 Ländern. Der Jahresumsatz
betrug knapp 72 Milliarden SEK.
Sandvik Mining and Construction ist ein Geschäftsbereich der Sandvik-Gruppe und weltweit führender Anbieter von Bohr- und Tiefbaumaschinen,
Hartmetallwerkzeugen, Dienstleistungen und technischen Lösungen zur Gewinnung und Zerkleinerung von Gestein und Mineralien im Bergbau und in der
Bauindustrie. Der Jahresumsatz betrug 2009 rund 32,6 Milliarden SEK. Das Unternehmen beschäftigte 14 400 Mitarbeiter.
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me t s o minerAls (DeutsChlAnD) gm bh
Der Metso Kegelbrecher HP100:
Ausgabe 02 | 2010
NEUHEITEN & REPORTAGEN
ZIELGENAUES FEINBRECHEN IM KALKSTEIN
ittelständische Unternehmen wie Herrmann Trollius GmbH in Lauterhofen bilden eine tragende
MSäule der Steine- und Erdenindustrie. Um stets wettbewerbsfähig zu bleiben und dabei
nachhaltig wirtschaftlich zu arbeiten, legen die Betreiber dort hohe Qualitätsmaßstäbe zugrunde.
In den Produktionsstätten des Oberpfälzer Kalk- und Schotterwerks Trollius spielen sowohl eine gut
funktionierende Anlagensteuerung als auch eine aussagekräftige Prozess-Visualisierung eine große
Rolle. Maschinen und Anlagen befinden sich durch ständige Ersatz- und Erweiterungsinvestitionen auf
dem neuesten Stand: Das Nachbrechen von Mineralbeton-Fraktionen übernimmt seit August 2009 ein
Metso Kegelbrecher vom Typ Nordberg HP100 modular.
Im Werk Lauterhofen steht die Aufbereitung von Kalkstein
u. a. zu Mineralbeton und Edelsplitt im Vordergrund.
Das Nachbrechen zu Edelsplitt erfolgte dort bisher
ausschließlich über eine Prallmühle. Mit zunehmendem
Bedarf an 2/5 und 5/8-Fraktionen wurde über die Prallmühle
zu viel unverkäuflicher Sand 0/2 produziert. Um deutlich
mehr Zielkorn – vor allem 5/8 – mit weitaus weniger Sand zu
erzeugen, sollte ein Teilstrom der Mineralbeton-Fraktionen
8/16, 16/22, 22/32 und 32/45 mit einem dafür besonders
geeigneten Brecher zerkleinert werden. Da die Anbindung
an die vorhandene Anlage einfach und kostengünstig sein
sollte, entschied man sich für eine kompakte und mobile
Einheit – ohne eigenes Antriebsaggregat und Fahrwerk.
Hier bot sich die vorinstallierte Kegelbrechereinheit HP100
modular auf Kufengerüst an, die sich die Firma Trollius
bereits auf der Steinexpo 2008 angesehen hatte. Dieses
Anlagenmodul ließ sich in kürzester Zeit aufstellen und
in Betrieb nehmen. Zum Anschluss wurden vorhandene
Abzüge an den entsprechenden Silokammern aktiviert. Der
dosierte Abzug zur gleichmäßigen Brecherbeschickung
erfolgt mit frequenzgeregelten Schwingrinnen auf ein
Sammelband zum Kegelbrecher. Dessen Austrag gelangt
über ein Verbindungsband zum Steigband der Edelsplitt-
Siebanlage.
Ein Hochleistungs-Kegelbrecher (HP steht für „High
Performance“) wie der HP100 ist mit dem Nachbrechen
von Kalkstein oder Dolomit – auch wenn es sich bei Trollius
um hochwertige, feste Gesteine handelt – eigentlich
leistungstechnisch unterfordert. Zudem besteht gerade
beim Brechen von Kalkstein mit kleinen Spaltweiten die
Gefahr des Brikettierens. Unsicher darüber, ob auch die
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Kornform den zukünftigen Anforderungen genügen würde,
mietete Hermann Trollius zunächst die Moduleinheit für
einen Probebetrieb an. Der HP100 erhielt Brechwerkzeuge
Standard Medium, mit denen der Durchsatz bei 11 mm
Spaltweite 60 - 80 t/h beträgt. Bereits nach kurzer Zeit
lagen überzeugende Ergebnisse für eine dauerhafte
Entscheidung zugunsten des HP100 modular vor. Die
Anforderungen bezüglich Zielkorn, geringem Sandanteil
und Kornform wurden erfüllt. Der HP100, kleinster Brecher
der HP-Serie, liefert dank überzeugender Kombination aus
Brechraumprofil, Exzentrizität und Drehzahl die besten
Voraussetzungen für diesen Einsatz.
Wartungs- und bedienerfreundliche Eigenschaften wie
die Zugänglichkeit der Brechwerkzeuge von oben sowie
die Brechwerkzeugbefestigung ohne Vergussmaterial
spielen bei HP-Kegelbrechern von Metso eine große Rolle.
Vorteilhaft ist auch die effiziente Überlastsicherung bei
unbrechbarem Material oder im Falle von Brikettierungen.
Die Spaltverstellung erfolgt bei HP-Kegelbrechern durch
das Drehen des Mantelträgers, was zu einem gleichmäßigen
Verschleiß über den gesamten Brechraumumfang führt.
Der Metso Kegelbrecher HP100 kommt bei Trollius zum
Nachbrechen von Kalkstein und Dolomit zum Einsatz.
Ausgabe 02 | 2010
NEUHEITEN & REPORTAGEN
Für den HP100 ist die intelligente Brechersteuerung
IC7000 Basic bei Trollius ausreichend, um die wichtigen
Brecherfunktionen zu überwachen und Hilfefunktionen bei
Störungen abrufen zu können. Kommt ein HP-Kegelbrecher
in stark schleißendem Gestein zum Einsatz, empfiehlt
der Hersteller die IC7000 Advanced, die neben weiteren
Zusatzfunktionen zur Integration in die Steuerung der
Gesamtanlage auch eine Betriebsdatenauswertung sowie
mehrere Modi zur Brechspaltüberwachung für einen
Betrieb mit stets optimaler Spalteinstellung bereit hält.
WEITERE INFORMATIONEN UND KONTAKT:
Metso Minerals (Deutschland) GmbH
Herr Karl-Heinz Hessler
Obere Riedstr. 111-115
68309 Mannheim | Deutschland
Tel.: +49 (0)621 - 72 70 06 11
eMail: karl-heinz.hessler@metso.com
Internet: www.metso.com
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88

Ausgabe 02 | 2010
NEUHEITEN & REPORTAGEN
Best results
lead to the
breakthrough
If crusher technology by Metso looks after
anything, then it’s your purse: the Barmac
vertical impact crusher protects the rotor which
controls the process in an autogenous layer of
feed material in crushing. The mobile Lokotrack
LT1415 protects the nerves, as its large intake
opening prevents bridging.
As a primary crusher, the LT140 saves time – in
conjunction with the flexible Lokolink conveyor
system it makes such progress in opencast
quarrying that you can save a large proportion
of your dumpers.
Talk to us about the possibilities of staying
successful even in difficult times.
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Karl-Heinz Hessler
Tel.: ++49 (0)621 72700-611
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Metso Minerals (Deutschland) GmbH
Obere Riedstr. 111-115,
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89

Ausgabe 02 | 2010
NEUHEITEN & REPORTAGEN
CONTITECH:
ENERGIEOPTIMIERTE FÖRDERGURTE
REDUZIEREN KOSTEN UND SCHONEN DIE UMWELT
Neuentwicklung von ContiTech
minimiert Rollwiderstände und
senkt den Energieverbrauch beim
Rohstofftransport um 20 Prozent.
ContiTech stellt neue, energieoptimierte Fördergurte
vor. Durch die Entwicklung einer speziellen
Gummimischung ist es dem weltweit führenden Hersteller
von Fördergurten gelungen, den Rollwiderstand zu
minimieren und damit den Energieverbrauch beim
Rohstofftransport um 20 Prozent zu senken. So lassen
sich Energiekosten und CO2-Emissionen bei der
Rohstoffförderung signifikant reduzieren.
Angesichts steigender Energiepreise und eines
zunehmenden Bewusstseins für die Notwendigkeit des
Umwelt- und Klimaschutzes legen Bergbauunternehmen
immer mehr Wert auf eine kosten- und klimafreundliche
Rohstoffgewinnung. In dem Zusammenhang spielen
Fördergurtanlagen eine besondere Rolle, weil sie im
Vergleich zu herkömmlichen Transportmitteln nur einen
Bruchteil der Energie verbrauchen und deutlich weniger
CO2 emittieren. Um die hervorragende Energie- und
CONTITECH:
Mit mehr als zwei Dritteln macht der Rollwiderstand den größten Anteil am
gesamten Bewegungswiderstand einer Fördergurtanlage aus. ContiTech hat
energieoptimierte Fördergurte entwickelt, die den Rollwiderstand minimieren.
Damit kann der Energieverbrauch beim Rohstofftransport um 20 Prozent
gesenkt werden. (Foto: ContiTech)
Klimabilanz noch zu verbessern, arbeitet ContiTech
kontinuierlich an der Erforschung und Entwicklung
von energieoptimierten Fördergurten, die einen noch
effizienteren Betrieb der Anlagen ermöglichen. Dabei
steht die Reduktion von Rollwiderständen im Mittelpunkt,
weil sie den Energieverbrauch von langen, horizontal
verlaufenden Fördergurtanlagen wesentlich bestimmen.
Ursache und Wirkung
Mit mehr als zwei Dritteln macht der Rollwiderstand den
größten Anteil am gesamten Bewegungswiderstand einer
Fördergurtanlage aus. Die Ursache: Das visko-elastische
Werkstoffverhalten der aus Gummi bestehenden
Fördergurte. Der Rollwiderstand wird unter anderem beim
Lauf über die Tragrollen hervorgerufen. An jeder einzelnen
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90

Tragrolle entsteht im Kontaktbereich mit dem Fördergurt
eine Kraft, die der Bewegung des Fördergurtes entgegen
gerichtet ist und einen zusätzlichen Energieverbrauch
bewirkt. Neben einer Reihe weiterer Faktoren hängt der
Rollwiderstand von den technologischen Eigenschaften
der Fördergurte und damit vom Material ab.
Unendlich viele Möglichkeiten – eine
ideale Lösung
„Auf der Suche nach den optimalen
Werkstoffeigenschaften spielt die Gummimischung,
das sogenannte Compound, eine wesentliche Rolle“,
erläutert Wilhelm Schrand, Leiter Forschung und
Entwicklung bei der ContiTech Conveyor Belt Group.
Dabei gibt es aufgrund der vielen unterschiedlichen
Zutaten und Mischungsverhältnisse unendlich viele
Möglichkeiten. „Hier die richtige Zusammensetzung zu
ermitteln, ist das, was unsere besondere Fähigkeit als
ContiTech ausmacht“, sagt Wilhelm Schrand. „Dabei
können wir uns sowohl auf jahrzehntelange Erfahrung
stützen als auch auf das interdisziplinäre und breit
gefächerte Know-how eines großen Expertenpools
im Unternehmen. Gleichzeitig bleiben wir in engem
Kontakt mit den Betreibern der Anlagen, um gut über die
Anforderungen unserer Kunden informiert zu sein und
diese zu berücksichtigen.“
WEITERE INFORMATIONEN UND KONTAKT:
ContiTech AG
eMail: mailservice@contitech.de
Internet: www.contitech.de
Ausgabe 02 | 2010
NEUHEITEN & REPORTAGEN
In aufwendigen Simulationen haben ContiTech
Wissenschaftler die Verformung der Fördergurte über der
Tragrolle nachgestellt und davon Hypothesen abgeleitet,
wie die ideale Gummimischung beschaffen sein muss. Auf
dieser Basis wurden verschiedene Compounds gemischt,
getestet, optimiert und die meistversprechenden
Mischungen zu Fördergurten verarbeitet, um diese zu
erproben und so die ideale Lösung zu finden.
Signifikantes Energiesparpotenzial
Dies ist gelungen. Aktuelle Messungen auf einem mit
einer speziellen Messtechnik ausgestatteten Prüfstand
am Institut für Transport und Automatisierungstechnik
der Universität Hannover ergaben bei der neusten
Entwicklung der energieoptimierten Fördergurte von
ContiTech eine signifikante Reduktion des Rollwiderstands
und damit ein Energiesparpotenzial von etwa 20 Prozent.
Bei einer fünf Kilometer langen Fördergurtanlage im
Braunkohletagebau können so beispielsweise über
3.000 kW Antriebsleistung eingespart werden. In 1,5
Stunden wird dabei so viel Energie eingespart, wie
ein durchschnittlicher Vier-Personen-Haushalt in
Deutschland pro Jahr verbraucht.
Zukunftsthema
„Obwohl wir bereits sehr gute Ergebnisse erzielt haben,
bleibt das Thema energieoptimierte Fördergurte auf
unserer Agenda“, erklärt Wilhelm Schrand. „Wir arbeiten
stetig daran, unsere Lösungen noch weiter zu verbessern,
um so dazu beizutragen, dass Rohstoffförderung noch
kostengünstiger, klimafreundlicher und nachhaltiger
wird.“
Die ContiTech AG
Continental gehört mit einem Umsatz von ca. 20 Mrd Euro im Jahr 2009 weltweit zu den führenden Automobilzulieferern. Als Anbieter von Bremssystemen,
Systemen und Komponenten für Antriebe und Fahrwerk, Instrumentierung, Infotainment-Lösungen, Fahrzeugelektronik, Reifen und technischen
Elastomerprodukten trägt Continental zu mehr Fahrsicherheit und zum globalen Klimaschutz bei. Continental ist darüber hinaus ein kompetenter
Partner in der vernetzten, automobilen Kommunikation. Continental beschäftigt derzeit rund 138.000 Mitarbeiter in 46 Ländern. Die Division ContiTech
gehört zu den weltweit führenden Anbietern von einer Reihe von technischen Elastomerprodukten im Non-Tire-Rubber-Bereich und ist ein Spezialist
für Kunststofftechnologie im Non-Tire Rubber Bereich. Die Division entwickelt und produziert Funktionsteile, Komponenten und Systeme für die
Automobilindustrie und andere wichtige Industrien. Die Division beschäftigt insgesamt ca. 22.000 Mitarbeiter. 2009 erzielte sie einen Umsatz von
ca. 2,4 Mrd Euro.
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eumer mA s C h i n e n f A b r i k gm bh & Co. kg
Ausgabe 02 | 2010
NEUHEITEN & REPORTAGEN
BEUMER BIETET LÖSUNGEN FÜR DIE MINING-BRANCHE:
MIT KURVENGäNGIGEN
GURTFÖRDERANLAGEN
SCHÜTTGUT EFFIZIENT
TRANSPORTIEREN!
Die kurvengängigen Gurtförderanlagen führen
oft durch unwegsames und bergiges Gelände.
BECKUM, 2010 – MODERNE
ABBAUTECHNOLOGIEN ERFORDERN GERADE
IM BERGBAU GURTFÖRDERANLAGEN, DIE IN
DER LAGE SIND, IMMER GRÖSSERE VOLUMINA
BEI ZUNEHMENDEN ACHSABSTäNDEN ÜBER
UNWEGSAMES UND BERGIGES GELäNDE
ZU BEWEGEN. DIE BEUMER GRUPPE,
INTERNATIONAL FÜHRENDER HERSTELLER IM
BEREICH FÖRDERTECHNIK, ENTWICKELT UND
INSTALLIERT SOLCHE ANLAGEN.
Für die Förderung von Schüttgut wie Erz, Kohle, Kies oder Sand – zum Beispiel vom Bergwerk, von der
Sandgrube oder vom Steinbruch zum Werk – benötigen Unternehmen effektive Möglichkeiten. Der Transport mit
Lkw ist kostenintensiv und umweltbelastend. Eine wirtschaftliche Alternative sind Stetigförderer wie Mulden- oder
Rohrgurtförderer. Mit der richtigen Auslegung können diese an die Umgebungsbedingungen vor Ort optimal angepasst
werden. Umweltbeeinträchtigungen wie Staub, Geräuschemissionen und Abgase werden minimiert oder sogar
ausgeschlossen. Im Vergleich zu Lkw-Transporten lassen sich hohe Massenströme umsetzen. Der bauliche Aufwand
dieser Anlagen ist selbst in schwieriger Umgebung gering.
Individuelle Anpassung an das
Fördergut
Die BEUMER Gruppe entwickelt und implementiert
solche Förderanlagen. Die BEUMER Gurtförderer
werden als geschlossene Rohrgurtförderer oder als
offene Muldengurtförderer eingesetzt. Die BEUMER
Rohrgurtförderer eignen sich zum Beispiel für pulvrige
Produkte und bei steilen Streckenführungen, die
offenen Muldengurtförderer kommen bei robusten oder
grobstückigen Produkten zum Einsatz.
Durch ihre Linienführung überwinden die
Gurtförderanlagen zerklüftetes Gelände und andere
Hindernisse, wie Flüsse, Straßen, Gebäude oder
Schienen. Das führt zu immensen Einsparungen
bei den Erdbewegungsarbeiten, kostenintensive
Übergabestellen werden weitestgehend vermieden.
Dabei können sich auch Horizontal- und Vertikalkurven
in der Streckenführung überlagern.
BEUMER bietet für jede Herausforderung die richtige
Lösung: Rohrgurtförderer eignen sich besonders, wenn
große Steigungs- oder Neigungswinkel zu überwinden
sind. Geeignet sind sie besonders für höherwertiges
oder pulvriges Fördergut. Denn innerhalb des
geschlossenen Systems fällt das Material nicht zurück
und die gute Abdichtung ermöglicht einen staubfreien
Transport. Die BEUMER Rohrgurtförderer werden auch
bei besonders engen Kurvenradien eingesetzt, da
sie eine bessere Kurvengängigkeit aufweisen als die
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Muldengurtförderer. Die Muldengurtförderer dagegen
erreichen größere Volumen- und Massenströme und
verbrauchen weniger Energie. BEUMER realisierte
bereits Gurtförderanlagen mit Achsabständen von
mehr als zehn Kilometern.
Energieeffizienz im Mittelpunkt
Die Motoren in diesen Anlagen lassen sich so regeln,
dass eine optimale Belastungsverteilung im Gurt bei
allen Betriebszuständen ermöglicht werden kann.
Je nach Geländetopographie und Beladungszustand
können die Anlagen auch im generatorischen Betrieb
arbeiten. Die dabei gewonnene elektrische Leistung
kann über eine Rückspeiseeinheit in das öffentliche
Netz zurückgeleitet werden. So lassen sich die
Energiekosten zum Betreiben der Gesamtanlage
reduzieren.
Für hohe Lebensdauer der Gurte
gesorgt
Bei BEUMER Anlagen erreichen die Gurte eine
hohe Lebensdauer von bis zu 20 Jahren. Der Grund
dafür ist die optimale Auslegung der Streckenführung,
der Antriebstechnik, des Spannsystems sowie die
Anordnung der gurtführenden Tragrollen. Genaue
Berechnungen der Tragrollenpositionen ermöglichen
die Kurvengängigkeit des Gurtförderers. Ist die
Anlage optimal ausgelegt, ist eine gleichmäßige
Beanspruchung aller Komponenten sichergestellt und
die Gesamtbelastung des Gurts wird minimiert.
Beratungs- und Planungskompetenz
inklusive
Die BEUMER Ingenieure optimieren in Abstimmung
mit dem Kunden vor Ort den Streckenverlauf des
Gurtförderers. Zudem entwickeln sie die gesamte
Konstruktion und konzipieren die statischen
Voraussetzungen für die Brücken und die
Gurtförderanlage. Mit ihrer Planungskompetenz
achten sie dabei auf Minimierung der Investitions- und
Betriebskosten sowie des Energiebedarfes.
Ausgabe 02 | 2010
NEUHEITEN & REPORTAGEN
BEUMER Gurtförderer:
Bieten energieeffiziente Förderung von Schüttgut aus Steinbrüchen,
Kiesgruben und anderen Bereichen der Mining-Industrie.
WEITERE INFORMATIONEN UND KONTAKT:
BEUMER Maschinenfabrik GmbH & Co. KG
Oelder Str. 40
59269 Beckum | Deutschland
Vertrieb Fördertechnik
Tel.: +49 (0)25 21 - 24 0
eMail: beumer@BEUMER.com
Internet: www.BEUMER.com
Die BEUMER Gruppe
Die BEUMER Gruppe ist ein international führender
Hersteller der Intralogistik in den Bereichen Förder- und
Verladetechnik, Palettier- und Verpackungstechnik sowie
Sortier- und Verteilsysteme. Mit ca. 2.000 Mitarbeitern und
einem Umsatz von rund 375 Millionen EUR ist BEUMER mit
Tochtergesellschaften und Vertretungen für zahlreiche
Branchen weltweit präsent. Weitere Informationen:
www.BEUMER.com.
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93

Ausgabe 02 | 2010
NEUHEITEN & REPORTAGEN
MIT INSGESAMT RUND 1500 GäSTEN AN FESTABEND UND DEN DARAUF FOLGENDEN TAGEN DER OFFENEN TÜR
FEIERTE KIESEL IN BIELEFELD ENDE FEBRUAR DIE ERöFFNUNG SEINER NEUEN NIEDERLASSUNG. UNMITTELBAR
AN DER A2 GELEGEN, IST DER KOMPLETT NEU ERRICHTETE STANDORT DIE SÜDLICHSTE DER INSGESAMT SIEBEN
NIEDERLASSUNGEN IN DER NORDWESTDEUTSCHEN KIESEL-VERKAUFSREGION.
Zusammen wachsen
Die neue Kiesel Niederlassung in Bielefeld ist der erste
neue Standort, den Kiesel im Jahr 2010 einweiht. Wie
derzeit kaum ein anderes der bundesweit vertretenen
Baumaschinen-Handelsunternehmen investieren
die Baienfurter damit nicht nur in die Breite, sondern
auch maßgeblich in die serviceorientierte Tiefe ihres
Angebots. Insbesondere mit schlagkräftigen eigenen
Niederlassungen will Kiesel die regionalen Standards in
Sachen Kundenbetreuung neu setzen.
Diese Philosophie bestimmte auch die Ausrichtung
der Anfang 2009 gegründeten Kiesel Berobau. Durch
Einbindung der Kiesel-Preissler-Standorte entstand eine
leistungsstarke Vertriebsregion, die heute innerhalb
des Kiesel-Netzwerks für den Raum Niedersachsen
und benachbarte Teilregionen Sachsen-Anhalts.
Damit betreut die Regionaltochter mit insgesamt 130
Mitarbeitern nicht nur technisch stark unterschiedliche
Branchensegmente (z.B. Sand/Kies / Hartstein), sondern
Start klar:
Als einer der ersten Neumaschinen-Kunden in Bielefeld konnte Peter Kögel (rechts)
von Kiesel-Niederlassungsleiter Uwe Stratmann den Mobilbagger Hitachi ZX210W-3
in Kögel-Firmenfarben übernehmen.
NEUE KIESEL NIEDERLASSUNG IN BIELEFELD
KONSEQUENT REGIONEN STäRKEN
gleichermaßen größere Ballungsräume und eher ländlich
geprägte Gebiete. Gemeinsam mit den beiden Kiesel-
Hauptproduktlinien Hitachi Baumaschinen und Terex-
Fuchs Umschlagmaschinensorgt dies für eine breite
Kundenstruktur.
Alle Kiesel Standorte sind für einen reibungslosen
Informationsaustausch miteinander verbunden
und mit modernsten IT-Lösungen ausgestattet.
Das Kiesel Produktentwicklungsteam unterstützt
die Vertriebsmannschaft bei Bedarf mit Branchen-
und Produktspezialwissen, um individuelle Kunden
Speziallösungen bzw. branchenspezifische
Systemlösungen zu entwickeln.
Außerdem können alle Kiesel Dienstleistungspakete
wie beispielsweise der gruppenweite Vermietpool Kiesel
PartnerRent, der auch Sondermaschinen umfasst, und die
zentral agierenden Finanzierungs-Experten KieselFinance
in der Region angeboten werden.
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Dienst am Kunden großgeschrieben
Diese weitgehend IT-gestützte Zentralisierung der
„informellen“ Kundendienstleitungen – einschließlich der
gruppenweiten Auftragsabwicklung – führt dazu, dass der
auch überwiegende Großteil der derzeit 15 Mitarbeiter
am neuen Standort Bielefeld direkt im Kundenservice
arbeitet. Acht Monteure, einen Mietdisponent sowie zwei
Vertriebsexperten zählt die „Front-Mannschaft“. Weitere
vier Mitarbeiter kümmern sich um die Organisation des
großen eigenen Teilelagers (ca. 5000 Positionen), die
Abwicklung der Serviceaktivitäten für die drei Produktlinien
Hitachi, Terex-Fuchs und Kramer sowie die Kooperation
mit den regionalen Kiesel-Partnern für Kleingeräte bzw.
Umschlagmaschinen.
„Wir decken vom Industriebau, über Erdbewegung
und Tiefbau, die Bereiche Abbruch und Recycling bis hin
zur Gewinnung, wirklich alle Baumaschinensegmente
in der Region ab und sind mit Terex-Fuchs führend im
Umschlag und Entsorgungsbereich“, zählt der neue
Niederlassungsleiter Uwe Stratmann auf. „In diesem
Jahr werden wir die ersten Auszubildenden einstellen
und sie in dem gruppenweiten Ausbildungsprogramm in
Zusammenarbeit mit der Gewerbeschule in Breisach und
der ‚Kiesel-Akademie’ ausbilden.
Ausgabe 02 | 2010
KIESEL:
Kundenwünsche frei ab Bielefeld: Der neue Kögel-Mobilbagger
Hitachi ZX210W-3 wartet mit umfangreicher Sonderausstattung auf
seine Auslieferung.
NEUHEITEN & REPORTAGEN
Die Auszubildenden erwartet einer der modernsten
Betriebe im Raum Bielefeld. Auf knapp 11,5 ha eigenem
Grund wurden 7400 m² bebaut. Alle Verkehrsflächen sind für
Lasten bis 100 Tonnen ausgelegt, mit einer durchgehenden
Hallenhöhe von 11,0 Metern der beiden Werkbereiche
und der separaten Waschhalle, sowie mehreren
Schwerlast-Brückenkränen können selbst die größten
Baumaschinen bzw. Umschläger in Bielefeld gewartet
oder zur Auslieferung nach Kundenwunsch vorbereitet
werden. „Dies war eine wichtige Voraussetzung bei
Planung und Bau, zumal wir gerade bei unserer Hauptlinie
Hitachi mit ihrem niederländischen Produktionswerk echte
Standortvorteile nutzen können,“ erklärt Uwe Stratmann
und verweist auf kundenspezifische Modifizierungen, die
in enger Technik-Kooperation auf der virtuellen Achse
Oosterhout-Baienfurt-Bielefeld direkt vor Ort ausgeführt
werden können.
Bielefeld à la carte
Ein gutes Beispiel für diese Strategie ist der Mobilbagger
Hitachi ZX210W-3, der als eine der ersten „Bielefelder“
Neumaschinen Ende Januar an die Bad Oeynhausener
Kögel Bau GmbH & Co. KG übergeben wurde. Ab Werk
mit 2,91-m Stiel und Verstellausleger ausgeliefert,
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erhielt der 22-Tonnen-Radbagger in Bielefeld
einen verbreiterten Unterwagen (2750 mm) mit
Caliber-Zwillingsbereifung und wurde mit einem
Oilquick-Schnellwechsler OQ 70/55 versehen. Als
Grabwerkzeuge lieferte Kiesel einen hydraulisch
verstellbaren 2,0-m-Grabenlöffel sowie
spezielle 800-mm- bzw. 1200-mm-Verbaulöffel
mit verlängerten Schneiden. Eine Verrohrung
für Hammer- und Scheren-Einsätze, eine
Zentralschmierung (Beka-Max) sowie zusätzliche
Heckscheinwerfer komplettieren die Extras
jenseits der ohnehin schon umfassenden Hitachi-
Serienaus¬stattung (Heckkamera, Satelliten-
Fernüberwachung, etc.) des Mobilbaggers im
prägnanten Kögel-Rot. Hier wird Sicherheit groß
geschrieben: die optional verbaute Seitenkamera in
Verbindung mit einem zusätzlichen LCD Bildschirm
erlaubt dem Fahrer freie Sicht über den gesamten rechten
Maschinenbereich. Dabei ist ein hochmoderner Fuhrpark
Voraussetzung, aber keine Last: seit geraumer Zeit hat Kögel
Wartung und Service seiner auf vier bis fünf Betriebsjahre
ausgelegten Maschinen an die entsprechenden Lieferanten
„ausgelagert“ und setzt auch in der Beistellung kurzfristig
benötigter Zusatzkapazitäten auf angestammte Partner.
Gute Karten für Kiesel Berobau mit seinem engmaschigen
Service-Netz im direkten Kögel-Einzugsgebiet und seiner
vollen Verzahnung im bundesweiten Kiesel-Getriebe.
Die Bad Oeynhausener KÖGEL Gruppe, mit den drei
Unternehmensbereichen „KÖGEL Bau, Bausanierung und
Rohrtec“ hat sich zu einem überregionalen bedeutenden
Baupartner entwickelt, der nachhaltig Maßstäbe setzt.
Seit der Gründung als Baubetrieb im Jahre 1965 verfolgt
das Unternehmen konsequent ein einziges Ziel: Die
Lebens-, Arbeits- und Wohnqualität von Auftraggebern
bei allen Fragen rund um den Bau spürbar zu verbessern:
gemeinsam - sicher - stark.
Das inzwischen dreigliedrige Unternehmen erweiterte
in den letzten Jahren die Kernkompetenzen Hoch-, Tief-,
Straßenbau um die Bereiche Bausanierung und -erhaltung
sowie schlüsselfertige Gewerbe- und Industriebauten.
Seit 2003 besitzt die Gruppe mit der Firma Rohrtec auch die
Zulassung für Gas- und Wasserleitungsverlegung. Diese
Kompetenzen werden ergänzt u.a. durch Landschaftsbau
und umfassende Serviceleistungen.
Ein zukunfts- und wachstumsorientiertes wirtschaftliches
Handeln und ein verantwortungsbewusster Umgang
mit allen Ressourcen, ermöglicht eine sowohl regionale
als auch überregionale Kundenbetreuung und sichert
über 130 Arbeits- und Ausbildungsplätze in der Region.
Ausgabe 02 | 2010
NEUHEITEN & REPORTAGEN
Viel Platz für die Zukunft:
Gut 11 Hektar umfasst der neue Kiesel-Standort in Bielefeld.
Elf Meter Hallenhöhe gewährleisten vollen Platz auch für
größte Projekte in Hitachi-Orange oder Fuchs-Blau.
Qualifizierte Fachkräfte mit breit gefächertem, innovativem
technischen Know-how, ein moderner, leistungsstarker
Maschinenpark, systematisches Qualitätsmanagement und
zukunftsweisende Computer- und Kommunikationstechnik
sorgen für zeitlich und wirtschaftlich optimierte
Projektabläufe.
Damit dies gewährleistet ist und auch in Zukunft so
bleibt, legt die KÖGEL Gruppe großen Wert auf die Aus-
und Weiterbildung der Mitarbeiterinnen und Mitarbeiter.
Motivation, Führung, fachliche Kompetenz, Durchblick –
das ist bei KÖGEL Programm. Regelmäßige Fortbildungen
und Schulungen sichern den hohen Qualitätsstandard in
unserem Unternehmen.
WEITERE INFORMATIONEN UND KONTAKT:
Kiesel GmbH
Baindter Strasse 29
88255 Baienfurt | Deutschland
Tel.: +49 (0)751 - 500 40
Fax: +49 (0)751 - 500 48 88
Internet: www.kiesel.net
Kiesel GmbH
Alexandra Schweiker
Tel.: +49 (0)751 - 50 04 45
Fax: +49 (0)751 - 50 04 50
eMail: a.schweiker@kiesel.net
Internet: www.kiesel.net
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Ausgabe 02 | 2010
NEUHEITEN & REPORTAGEN
HitacHi construction MacHinery europe nV (HcMe) Hat seine beliebte radladerreiHe uM die drei
Modelle ZW330, ZW370 und ZW550 erWeitert. diese HitacHi radlader sind die ersten, die seit bildung
der allianZ iM oktober 2008 ZWiscHen HitacHi construction MacHinery co., ltd. (HcM), kaWasaki
HeaVy industries ltd. (kaWasaki) und tcM corporation (tcM) auf den europäiscHen Markt gebracHt
Werden.
Kawasaki-Radlader sind bekannt für ihre Zuverlässigkeit
und Langlebigkeit. Der Kastenrahmen, tief angelenkte
Hubzylinder und zwei Schaufelzylinder machen diese
Fahrzeuge noch robuster. „Die Einführung des ZW330,
ZW370 und ZW550 ist ein schönes Beispiel dafür, was
durch Technologie- und Informationsaustausch erreicht
werden kann. Wir sind sicher, dass die neuen Modelle von
unserer wachsenden Kundenbasis in diesem Bereich gut
angenommen werden”, so Peter Stuijt.
Höhere Leistung
Die ZW330, ZW370 und ZW550 sind mit kraftvollen
und sparsamen Motoren ausgestattet, die in zwei
verschiedenen Betriebsarten arbeiten können: im Power-
oder Kraftstoffsparmodus. Diese Betriebsarten können je
nach Anforderung ausgewählt werden und steigern die
Produktivität und Effizienz.
Die großen Modelle der ZW-Serie verfügen serienmäßig
über Achsen mit Drehmoments-Verlagerungsdifferential
(TPD), die die Verteilung des Drehmoments auf die
HITACHI RADLADER ZW330, ZW370 & ZW550
KIESEL STELLT NEUE
GROSSRADLADER VOR!
Räder steuert. Optional sind auch Achsen mit Lamellen-
Selbstsperr-Differential erhältlich (LSD). Darüber hinaus
sind die beiden Modelle ZW370 und ZW550 mit einer
Traktionskontrolle ausgestattet, welche die Motordrehzahl
automatisch an die Arbeitsbedingungen anpasst.
Die Load-Sensing-Lenkung verstärkt die Lenkkraft
so, dass das Pumpendrehmoment voll für eine höhere
Produktivität genutzt werden kann. Die ZW370 und der ZW550
verfügen über eine optimierte Drehmomentsteuerung zur
Verbesserung der Gesamtleistung.
Komfort und Sicherheit
Die geräumige Kabine, die die ROPS/FOPS-
Sicherheitsvorschriften erfüllt, ruht auf Viskosedämpfern,
die Vibrationen während des Betriebs absorbieren. Auch
der volljustierbare luftgefederte Sitz trägt zur Schaffung
einer komfortablen Arbeitsumgebung für den Fahrer bei. Die
Schwingungsdämpfung sorgt für einen ruhigeren Betrieb
und passt sich automatisch an die Bodenbeschaffenheit
an.
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Die ölgekühlten Scheibenbremsen gewährleisten
eine außerordentlich gute Bremskraft. Die
Zweikreisbremsanlage, bei der Vorder- und Hinterachse
über zwei Leitungen versorgt werden, ist ein weiteres
Sicherheitsmerkmal. Der Kupplungsausrückpunkt lässt
sich ebenfalls an die örtlichen Gegebenheiten anpassen,
zum Beispiel für effizienten Betrieb auf ebenem Gelände
und exzellenten Betrieb an Steigungen.
Die einstellbare Lenksäule, Klimaautomatik, automatische
Hubhöheneinstellung, der Richtungswahlschalter
und der Kick-Down-Knopf erhöhen serienmäßig den
Fahrerkomfort.
Niedrigere Betriebskosten
Die Modelle ZW330, ZW370 und ZW550 verfügen über
eine Reihe von Leistungsmerkmalen, die zu einer Senkung
von Kraftstoffverbrauch und Gesamtbetriebskosten
beitragen. Das computergestützte Motorsteuergerät (ECM)
stellt wichtige Daten für eine rasche Fehlerdiagnose und
-behebung zur Verfügung. Weitere Diagnosewerkzeuge
liefern zudem wichtige Motordaten für genaue Analysen,
die eine Reduzierung von Ausfallzeiten ermöglichen.
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NEUHEITEN & REPORTAGEN
Die Geschwindigkeit des hochentwickelten hydraulisch
angetriebenen Lüfters passt sich bei Änderung der
Betriebstemperaturen an, was zu einer Senkung des
Geräuschpegels und des Kraftstoffverbrauchs führt.
Der automatische Umkehrlüfter lässt sich von Hand
wegklappen und ermöglicht dadurch eine einfache
Reinigung des Kühlers.
Durch das Leerlaufsteuerungssystem wird die
Motordrehzahl während längerer Arbeitspausen reduziert
und somit Kraftstoff gespart. Bei kaltem Wetter erhöht
dieses System die Motordrehzahl und sorgt für ein schnelles
Warmlaufen des Motors. Das Ladeeffizienzsystem
(ELS) erhöht die Traktion während des Ladens und
sorgt so für eine höhere Produktivität bei gleichzeitiger
Kraftstoffeinsparung.
Durch ein bestmögliches Eindringverhalten verringern
die Schaufeln, die für eine lange Lebensdauer angelegt
sind, den Kraftstoffverbrauch. Die Schaufelbolzen sind
versiegelt, um den Austritt von Schmierfett zu verhindern.
Dies macht sie langlebiger und minimiert Ausfallzeiten.
Dank der Verwendung eigengefertigter Komponenten,
wie z. B. des Power-Shift-Getriebes, der Achsen und der
Hydraulik, bleiben die Fahrzeuge auch unter härtesten
Arbeitsbedingungen lange einsatzfähig.
KIESEL:
Radlader Hitachi ZW550.
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KIESEL:
Radlader Hitachi ZW550.
KIESEL:
Radlader Hitachi ZW370.
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Kiesel GmbH
Baindter Strasse 29
88255 Baienfurt | Deutschland
Tel.: +49 (0)751 - 500 40
Fax: +49 (0)751 - 500 48 88
Internet: www.kiesel.net
NEUHEITEN & REPORTAGEN
Alle wichtigen Wartungspunkte sind leicht
zugänglich, so dass Inspektionsarbeiten einfach
und schnell durchgeführt werden können.
Filter und Schmierpunkte wurden zudem
gruppiert, um Austausch und Schmierung
zu erleichtern. Darüber hinaus sind die
Maschinen mit der hochentwickelten Hitachi-
Mehrschichtlackierung versehen, die nicht
nur äußerst widerstandsfähig ist sondern auch
beständig gegen Korrosion und mechanische
Beschädigungen.
Technische Daten ZW330 ZW370 ZW550
Maximale Motorleistung (kW) ISO 9249 242 (325 PS) 268 (359 PS) 360 (483 PS)
Betriebsgewicht (kg) * 26.500 31.400 48.200
Schaufelinhalt (m³) 4,6 – 5,2 4,9 – 5,8 6,2 – 6,9
* In Standardausführung
WEITERE INFORMATIONEN UND KONTAKT:
Kiesel GmbH
Alexandra Schweiker
Tel.: +49 (0)751 - 50 04 45
Fax: +49 (0)751 - 50 04 50
eMail: a.schweiker@kiesel.net
Internet: www.kiesel.net
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AKTUALISIERUNG DES CAT ® 988H
BRINGT KUNDEN MEHRWERT DURCH
VERBESSERTE SySTEME, NIEDRIGERE
KOSTEN UND BEISPIELHAFTEN
FAHRERKOMFORT
Ausgabe 02 | 2010
NEUHEITEN & REPORTAGEN
Der Cat®-raDlaDer 988 wirD seit 1963 für Die arbeit weltweit in anwenDungen in steinbrüChen,
bergbau, inDustrie unD bauwesen eingesetzt, unD Der bestanD Des aktuellen 988h beträgt fast
4000 einheiten. hierzu gehören über 600 MasChinen Mit Mehr als 20.000 betriebsstunDen sowie Mehr
als 150 MasChinen, Die über 30.000 betriebsstunDen aufweisen – ein hervorragenDer beweis für Die
robuste konstruktion Des 988h.
Aufbauend auf dieser Tradition des 988 hat Caterpillar
eine aktualisierte Version des 988H vorgestellt, die die
besten Eigenschaften des Vorgängers mit bis zu 10 Prozent
sparsamerem Kraftstoffverbrauch und neuen Funktionen
vereint, die die Produktivität erhöhen, Kosten senken, den
Arbeitsplatz des Fahrers verbessern und die legendäre
Haltbarkeit und Zuverlässigkeit des 988 noch erweitern.
Die weiterentwickelte Konstruktion des neuesten 988H in
Kombination mit der Stärke des Cat-Händlernetzes bietet
dem Kunden einen ungewöhnlich hohen Nutzwert.
Aktualisierung
Teil des aktualisierten 988H-Pakets ist das neue
Hydrauliksystem für Arbeitsgeräte PFC (Positive Flow
Control, Positive Durchflussregelung), das zur Steigerung
der Beladeleistung und für sparsamen Kraftstoffverbrauch
ausgelegt ist. Ergänzt wird das PFC-System durch neu
gestaltete Schaufeln, die einfacher mit mehr Material zu
beladen sind, sowie durch Ände-rungen am Ladergestänge,
die für größere Ausbrechkraft sorgen.
Änderungen am Bremssystem verbessern
die Dauerbremsleistung und verlängern
die Bremsenlebensdauer, während neue
Kraftstoffregelungsfunktionen das Potenzial für
Kraftstoffeinsparungen erhöhen. Zur weiteren
Verbesserung der Effizienz beim Ladevorgang bietet das
optionale Wägesystem eine erhöhte Genauigkeit, ist
robuster in der Konstruktion und einfacher zu kalibrieren.
Für mehr Fahrerkomfort und -sicherheit sorgt eine
erhebliche Reduzierung der Fahrerhausschallpegel, und
eine neue elektrohydraulische Steuerkonsole verringert
den Kraftaufwand und die Ermüdung des Fahrers.
Klappspiegel gestatten sichereren Zugang zum Reinigen
der Windschutzscheibe, und eine optionale Sitzheizung
sowie neue Radiooptionen (Bluetooth, Aux, MP3 und
Satellit) stehen für größeren Fahrerkomfort.
Ladeleistung und sparsamer
Kraftstoffverbrauch
Beim Hydrauliksystem mit „Positive Flow Control“
kommt eine neue, elektronisch geregelte Verstellpumpe
zum Einsatz, die mit einem integrierten Magnetventil
mit Kraftrückmeldung arbeitet, um den Ölvolumenstrom
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präzise zu steuern. Das PFC-System stellt sicher,
dass die Pumpenfördermenge immer präzise an die
Lastbedingungen angepasst ist. Das System regelt den
Ölvolumenstrom proportional zum Hebelweg. Damit wird
das Ansprechverhalten der Hydraulik verbessert und ein
hydraulischer Gesamtwirkungsgrad erzeugt, der zu weniger
Wärmeentwicklung und reduziertem Kraftstoffverbrauch
führt.
Eine Druckerhöhung von 5000 psi (34.500 kPa) im
Auslegerhubkreis erhöht die Schaufelausbrechkraft, und
ein Regenerierungsventil am Gestänge gewährleistet
zuverlässiges Ansprechen des Zylinders. Die Aktualisierung
des 988H bietet außerdem eine neue Schaufelreihe der
Performance Series, die mehr Material effektiver hält
(geladenes Volumen verglichen mit Nenninhalt). Die
Schaufeln verfügen über eine breitere Eintrittsöffnung,
einen längeren Boden und einen verbesserten
Rückkippwinkel.
Die Aktualisierung des 988H besitzt drei programmierbare
Kraftstoffeinsparfunktionen: FMS (Fuel Management
System, Kraftstoff-Managementsystem), AIK (Auto Idle
Kickdown, automatische Drehzahlverringerung) und
Leerlaufabschaltung.
Mit dem Kraftstoff-Managementsystem, das seit Juni 2007
beim 988H zur Standardausrüstung gehört, können Kunden
Maschinenparameter an Produktionsanforderungen
anpassen. Dies wird durch drei Betriebsmodi erreicht:
„volle Leistung“ (FMS deaktiviert), „angepasste Leistung“
und „maximale Kraftstoffeinsparung“. Bei Wahl der
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Betriebsmodi „angepasste Leistung“ und „maximale
Kraftstoffeinsparung“ kann der Fahrer die Maschine so
einstellen, dass die Motordrehzahl und der Hydraulikstrom
automatisch verringert werden, wenn sich der 988H
außerhalb seines Grabsegments befindet. Dies birgt
potenziell bis zu 15 Prozent Kraftstoffeinsparungen.
Neu bei der aktualisierten Version des 988H ist die AIK-
Funktion. Wird der 988H eine Zeit lang nicht aktiv betrieben,
drosselt das AIK-System kurzzeitig die Motordrehzahl, um
Kraftstoff zu sparen. Das System kehrt automatisch zur
vorherigen Einstellung der Motordrehzahl zurück, wenn
der Fahrer die Arbeitsgerät-Steuerhebelkonsole, den F-N-
R-Schalter oder das STIC-Lenk-Schaltsystem betätigt. Die
Leerlaufabschaltung, ebenfalls eine neue Funktion beim
988H, schaltet den Motor automatisch ab, nachdem die
Maschine über längere Zeit im sicheren Leerlaufzustand
war. Der Fahrer erhält eine akustische und visuelle
Warnung im Fahrerhaus, bevor der Motor ausgeschaltet
wird.
Das optionale PCS 3.0 (Payload Control System,
Wägesystem) ist ein neues System zum Wiegen während
des Betriebs, das dem Fahrer des 988H hilft, jeden Lkw
mit genauer Nutzlast zu beladen – in der Regel mit einer
Abweichung von ± 1 Prozent. Das neue System muss
nur einmal pro Jahr kalibriert werden und bietet eine
einfachere Schnittstelle sowie eine intuitive graphische
Oberfläche. PCS 3.0 kann Daten – Material, Datum, Uhrzeit,
Anzahl Durchgänge und Belegnummer – für bis zu 1000
Wagenladungen speichern und bis zu 50 Lkws erkennen.
Sicherheit und Annehmlichkeiten
für den Fahrer
Im Fahrerhaus des neuen 988H wird
Verbundsicherheitsglas beim Heckfenster und
bei beiden Seitenfenstern verwendet. Bei den
Verbundglasfenstern sind zwei Glasscheiben
durch einen Luftspalt getrennt, wodurch
Fenstervibrationen gedämpft werden, die
durch externe Geräuschquellen, wie den Motor
und die Hydraulikpumpen, verursacht werden.
Die neue Windschutzscheibe und die neuen
vorderen Seitenfenster aus Verbundglas senken
den Innengeräuschpegel um den beachtlichen
Wert von 1 dB(A) auf 72 dB(A).
Arbeitshydraulik-Bedienelemente bei der
Aktualisierung des 988H sind in einer neuen,
leicht zu betätigenden elektrohydraulischen
Steuerkonsole angeordnet, die über
berührungsempfindliche Hebel verfügt, die
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Kontrolle und Ergonomie für den Fahrer verbessern.
Die neuen Bedienhebel bieten außerdem „Softrasten“,
bei denen die herkömmlichen Sperrmagneten durch
elektronische Sensoren ersetzt werden, die für einfachere
Hebelsteuerung sorgen.
Neue Merkmale der Fahrerkabine bauen auf
traditionellen Sicherheitseigenschaften des 988 auf, wie
hervorragende Sicht (großflächige Verglasung, LEDs
mit langer Lebensdauer und optionale Rückfahrkamera);
Sicherheitsvorrichtungen für Ein- und Ausstieg (beleuchtete
primäre/sekundäre Treppen, Handläufe über die gesamte
Länge); Wartungsvorkehrungen (Zugang auf Bodenhöhe
oder über Wartungsplattform, elektrischer Hauptschalter);
Fahrerkomfort und -wohlbefinden (einstellbare
Bedienelemente, Klimaanlage, optionale hydraulische
Schwingungsdämpfung, sekundäres Lenksystem).
Bewährte Basis
Bei der Aktualisierung des 988H wurden alle
bewährten Eigenschaften beibehalten, die den Ruf des
988 für Langlebigkeit, Zuverlässigkeit und effiziente
Leistung begründet haben. Der massive Hinterrahmen in
Kastenbauweise und der kastenförmige Laderahmen der
neuen Maschine wurden im Hinblick auf die während
des Betriebs auftretenden Kräfte entwickelt. Bei beiden
kommen in hoch beanspruchten Bereichen Gussteile
zum Einsatz. Der speziell geschweißte Kastenausleger
weist eine höhere Verwindungssteifigkeit als die bei
herkömmlichen Z-Gestängen verwendeten Auslegerarme
auf, und der Ausleger arbeitet ruckfrei mit doppelten
Schaufelgliedern, um hervorragende Ausbrechkräfte und
dauerhafte Leistung bereitzustellen.
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Auch im Antriebsstrang findet sich bewährte
Technologie des 988H. Hierzu gehören der Cat-Motor
mit ACERT-Technologie mit elektronisch geregelter
Kraftstoffeinspritzung und der modulare Kühler der
nächsten Generation mit 14 parallelen Kreisen für optimale
Kühlung. Das im Einsatz bewährte Lastschaltgetriebe
nutzt den Cat-Drehmomentwandler mit Flügelradkupplung
und das Steuersystem für Felgenzugkraft, um das
richtige Gleichgewicht zwischen Hydraulikleistung
und Antriebskraft zu erhalten. Die massiven, von Cat
gefertigten Achsen verfügen über Seitenantriebe
mit Planetenvorgelege an den radseitigen Enden, um
Drehmomentlasten an den Achswellen zu verringern.
Als Nachweis seines hohen Nutzwerts für den
Kunden weist der neueste 988H wie seine zahlreichen
Vorgängermodelle eine auf produktiven Einsatz über eine
maximale Lebensdauer ausgelegte Konstruktion auf.
Auch danach lässt er sich wirtschaftlich überholen, um
außerordentlich geringe Vorhalte- und Betriebskosten
sicherzustellen.
Technische Daten 988H
Motor Cat C18 ACERT
Leistung (Brutto) 555 HP (441 kW)
Einsatzgewicht 110.549 lb (50.144 kg)
Nenn-Nutzlast 12,5 tn sh. (11,4 t)
Schaufelfassungsvermögen 8,2-10 yd (6,3-7,6 m³)
Hydraulikstrom 130 US-Gall/min. (492 l/min)
Entlastungsdruck 5075 psi (35.000 kPa)
WEITERE INFORMATIONEN UND KONTAKT:
Presseanfragen Europa, Afrika und Nahost
Mia Karlsson
Tel.: +41 (0) 22 849 46 62
Fax: +41 (0) 22 849 99 93
eMail: Karlsson_Mia@cat.com
Internet: www.cat.com
Caterpillar
Seit mehr als 80 Jahren baut Caterpillar Inc. mit
an der Infrastruktur der Welt, und gemeinsam
mit den Cat-Händlern wird ein positiver und
nachhaltiger Wandel auf allen Kontinenten
vorangetrieben. Bei Umsatzerlösen und Erträgen
von $ 32,396 Milliarden im Jahr 2009 nimmt
Caterpillar eine Spitzenposition in der Technik
ein und ist weltweit der führende Hersteller
von Bau- und Bergbaumaschinen, Diesel- und
Erdgasmotoren sowie Industriegasturbinen.
Weitere Informationen finden Sie auf
www.cat.com
www.advanced-mining.com
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Ausgabe 02 | 2010
NEUHEITEN & REPORTAGEN
LIEBHERR R 9800:
ERSTEINSATZ DES
WELTGRÖSSTEN TIEFLÖFFEL-MINING-BAGGERS
IN AUSTRALISCHER KOHLEMINE
L
iebherr hat das erste Seriengerät des Miningbaggers R 9800 an Thiess Pty Ltd.
ausgeliefert. Zum Einsatz kommt das neue Flaggschiff der Liebherr-Miningbagger
beim Peabody’s Burton Coal Project in Zentral-Queensland, Australien.
Die jahrelange Erfahrung von Liebherr im Entwurf,
Bau und in der Betreuung von Großhydraulikbaggern
für den Miningbereich kam mit dieser Neuentwicklung
in der ultraschweren 800 t-Klasse zur Geltung. Bei
der Entwicklung arbeitete Liebherr eng mit den
Praxisexperten von Thiess in Australien zusammen. Der
jetzt an der Burton Mine eingesetzte erste Bagger dieses
Typs ist der weltgrößte Tieflöffelbagger überhaupt.
Der erste R 9800 mit Klappschaufel wird zur Zeit einer
intensiven Erprobung im Herstellerwerk unterzogen;
danach beginnt eine Praxistestphase.
Die ausgezeichnete Leistung des R 9800 beruht auf der
Anwendung neuester Technologien und der langjährigen
Erfahrung von Liebherr im Bereich des Antriebsstrangs
und der Hydraulik- und Steuerungssysteme, aber auch
auf dem Einsatz neuer Techniken in den Hauptbereichen
der Stahlkonstruktion. Dadurch kann der R 9800 mit einer
Nennkapazität von 42 m³ als Tieflöffelgerät und 42,7 m³
mit Ladeschaufel betrieben werden. Erste praktische
Prüfungen bei Theiss an der Burton Mine ergaben
Taktzeiten unter 29 Sekunden und Schaufelinhalte bis zu
75 Tonnen pro Ladebewegung.
Der R 9800 wird mit einem 45 m³-Hochleistungstieflöffel
betrieben, der den spezifischen Bodenverhältnissen
bei Burton gerecht wird. Mit dieser Ausstattung ist der
Großbagger in der Lage, Muldenkipper der 220 t-Klasse
in drei Arbeitszyklen zu beladen.
Der an der Burton Mine eingesetzte R 9800 von Thiess
wird von zwei Cummins QSK 60-Dieselmotoren mit je
1.492 kW / 2.000 PS Leistung angetrieben. Diese Motoren
entsprechen dem TIER 2 Emissionsstandard. Weitere
Maßnahmen zur Optimierung der Kraftstoffzufuhr
sind geplant. Zukünftig wird Liebherr optional auch
Ausführungen mit MTU-Motor sowie mit Elektroantrieb
anbieten.
Die Reiß- und Ausbrechkraftwerte wurden für
das bestmögliche Eindringverhalten optimiert. Seine
spezifischen Eindringkräfte sind die höchsten, die
derzeit in der Ultragroßbagger-Kategorie erreichbar
sind. In Zusammenhang mit der hohen Leistung des
Hydrauliksystems ist dies die Grundlage für einen
optimalen Löffelfüllfaktor mit kurzen Taktzeiten.
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Während der Entwicklung des Großbaggers wurde
dem Gesamtwirkungsgrad große Aufmerksamkeit
geschenkt. Reduzierter Energieverbrauch in den
Nebenarbeitskreisen, größere Durchmesser der
Hydraulikleitungen und -schläuche sowie der höchste
Arbeitsdruck in dieser Gerätekategorie machen aus dem
R 9800 den effizientesten Hydraulik-Miningbagger, der je
gebaut wurde.
Bedienungs- und Wartungspersonal werden mit dem
R 9800 ausgezeichnete Arbeitsbedingungen vorfinden.
In der Konstruktion des Baggers sind die neuesten
Ergonomie- und Sicherheitsgrundsätze berücksichtigt
worden. Die Kabine, großzügig in den Abmessungen
und außerordentlich geräuscharm, gewährt den
bestmöglichen Überblick auf den Arbeitsbereich.
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Die Konzeption des R 9800 zielt auf kürzere
Stillstandszeiten durch ergonomisch effektive, sichere
Wartungsmaßnahmen und schnellen, bequemen Zugang
zu den Inspektionsstellen. Hinter der Wartungsklappe
lassen sich alle Betriebsmittel leicht und ohne
Zeitverlust einfüllen bzw. austauschen. Mit verlängerten
Wartungsintervallen von bis zu 1.000 SMU-Einheiten
schafft der R 9800 von Liebherr eine ausgezeichnete
Ausgangsposition für eine maximale Arbeitsleistung.
WEITERE INFORMATIONEN UND KONTAKT:
Liebherr-France SAS
Swann Blaise
B.P. 90287
68005 Colmar/Cedex | Frankreich
Tel.: +33 (0) 389 - 21 - 39 33
Fax: +33 (0) 389 - 21 - 38 00
eMail: swann.Blaise@Liebherr.com
Internet: www.Liebherr.com
LIEBHERR R9800:
Der weltgrößte Tieflöffel-Miningbaggers Liebherr R 9800 bewährt sich beim
Ersteinsatz in der australischen Kohlemine Burton Downs in Zentral-Queensland.
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NEUHEITEN & REPORTAGEN
Tenova TAKRAF und LIEBHERR entwickeln
gemeinsam das erste dieselelektrische
Antriebssystem für Surface Miner!
Im März 2010 haben die TAKRAF GmbH, eine Tochtergesellschaft der italienischen Tenova S.p.A.
und die Liebherr-Werk Biberach GmbH eine Rahmenvereinbarung über eine Zusammenarbeit bei
der Entwicklung des neuen dieselelektrischen Antriebsystems für Tenova TAKRAF Surface Miner
unterzeichnet.
Tenova TAKRAF als ein weltweit führender Anbieter von
kontinuierlicher Tagebautechnik bietet Surface Miner als
Ergänzung seines Produktprogramms für die Gewinnung
weicher bis mittelharter Rohstoffe an. Charakteristisch
für diese Geräte mit der Typenbezeichnung TSM ist die
Anordnung der Fräswalze an der Maschinenfront. Diese
Anordnung gewährleistet, dass sich alle Raupen des
Fahrwerkes im Förderbetrieb immer auf einem ebenen,
frisch geschnittenen Planum bewegen. Dadurch verringert
sich nicht nur die Belastung der Fahrwerkskomponenten
sondern erhöht sich ebenso die Stabilität im Einsatz. Die
Fräswalze eines TSM ist im Vergleich zu Produkten anderer
Hersteller deutlich größer. Der TSM300, ein Gerät der
mittleren Leistungsklasse, erreicht bereits eine Schnitttiefe
von 800 mm. Die daraus resultierende große Schnittfläche
erfordert bei gleicher Schneidleistung eine deutlich
geringere Fahrgeschwindigkeit und Fräswalzendrehzahl.
Der Verbrauch an Schneidwerkzeugen wird gesenkt und der
Verschleiß am Fahrwerk verringert. Diese Tenova TAKRAF
Technologie bietet darüber hinaus prozesstechnische
Vorteile. Der TSM ist in der Lage ein Produkt mit engem
Korngrößenband zu erzeugen und ermöglicht eine optimale
Materialübergabe an Transportmittel (z.B. LKW oder mobile
Bandbrücken).
Bereits heute sind Tenova TAKRAF Surface Miner TSM
mit frequenzgeregelten und hoch effizienten elektrischen
Bandantrieben ausgerüstet. Aufgrund Tenova TAKRAF’s
jahrzehntelanger Erfahrung mit elektrisch betriebenen
Gewinnungsgeräten wurde deshalb die Integration
eines elektrischen Antriebes in die Fräswalze eines
leistungsstärkeren Surface Miner untersucht und
patentiert.
Für die Entwicklung und Fertigung des vollständigen
elektrischen Antriebsstrangs inklusive Steuerung konnte
mit der Liebherr-Werk Biberach GmbH ein kompetenter
Partner gefunden werden, der über große Erfahrung auf
dem Gebiet der dieselelektrischen Antriebssysteme für
Mining-Trucks verfügt.
Der TSM500e wird mit einem Fräswalzenantrieb von
2x500 kW ausgerüstet. Die Antriebseinheiten, bestehend
aus Planetengetriebe und integriertem Elektromotor,
zeichnen sich durch eine extrem kompakte Bauform
aus und werden in bewährter Bauweise innerhalb der
Fräswalze montiert. Neben dem Fräswalzenantrieb, dem
Herzstück, werden auch die Fahrwerksantriebe sowie alle
weiteren Antriebe mit Elektromotoren realisiert. Durch
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den im Vergleich zu einem hydraulischen Antriebsstrang
wesentlich besseren Wirkungsgrad eines elektrischen
Antriebsstrangs und die intelligente Steuerung wird der
TSM500e, besonders im Teillastbereich, eine deutliche
Effizienzsteigerung und resultierend einen niedrigeren
Kraftstoffverbrauch erreichen.
Gegenüber vergleichbaren dieselhydraulischen
Antriebssystemen ist beim TSM500e eine Einsparung
von mehr als 100.000 l Dieselkraftstoff pro Jahr zu
erwarten. Der eingesetzte Dieselmotor erfüllt bereits
heute die Abgasnormen entsprechend EU Stufe 2 und
USA Tier II. Beides trägt zu einer erheblichen Reduktion
der Betriebskosten und der Schadstoff- sowie der CO2-
Emissionen bei.
Surface Miner:TSM300.
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NEUHEITEN & REPORTAGEN
Surface Miner:TSM300.
Der TSM500e ist für eine Förderleistung bis 2.400 m³/h
konzipiert und bietet eine Schnitttiefe von 1,1m. Das Gerät
wird mit allen vom TSM300 bekannten Sicherheits- und
Wartungssystemen ausgestattet sein. Dazu gehört zum
Beispiel eine geräumige klimatisierte Fahrerkabine. Sie ist
schallisoliert und gedämpft und mit standardgerechtem
ROPS/FOPS Schutz ausgerüstet. Die „heavy duty“ 230V
Bordversorgung mit HID Betriebsleuchten sorgt für eine gute
Ausleuchtung der Umgebung. Das Zentralschmiersystem
und die Servicestation in Bodennähe gehören dazu,
ebenso ein automatisches Feuerlöschsystem im
Motorraum. Die Bedienung des Gerätes wird unterstützt
durch das Maschinendiagnosesystem mit integrierter
Neigungskorrektur und Schnitttiefensteuerung. Die
Markteinführung des TSM500 soll 2012 erfolgen.
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Ausgabe 02 | 2010
NEUHEITEN & REPORTAGEN
Tenova TAKRAF stellt
neue Generation mobiler
Brecheranlagen für den Tagebaueinsatz vor!
Tenova TAKRAF präsentiert die TAKRAF Mobile Crushing Systems –TMCS® eine Serie neu entwickelter
mobiler Brecheranlagen als modulare Systeme im Leistungsbereich zwischen 3.000 und
12.000 t/h. Das wendige System stellt die Verbindung zwischen Löffelbagger und Strossenband her.
Der kostenintensive Einsatz von Trucks im Tagebau wird mit diesem System fast vollständig abgelöst.
Das TMCS® kann mit einem Bandwagen oder einer mobilen Förderbrücke kombiniert werden. Dabei
können bis zu 3 Stufen von je über 15 m Höhe bis zum Strossenband überspannt werden.
Im einfachen Strossenbetrieb arbeitet das TMCS®
auch ohne zusätzliche mobile Verbindungsbänder. In
kontinuierlicher und synchroner Bewegung mit dem
Löffelbagger zeigt sich die mobile Brecheranlage
außerordentlich manövrierfähig. Der feststehende
und überdimensionierte Abzugsförderer unter dem
Brechermodul gleicht den Materialfluss aus und reduziert
Verschüttungen.
Das Konzept TMCS® weißt sich durch die Anordnung
von Raupenfahrwerken nahe Kopf und Heck des starren
Unterbaus aus. Der Aufgabebunker direkt über einem
voll ausgeglichenen Raupenpaar wird durch diese
Raupenfahrwerke unterstützt und abgefedert. Große
Erschütterungen werden direkt in den Boden abgeleitet.
Ein Kugelzapfenlager über dem vorderen
Doppelraupenfahrwerk lässt Drehbewegungen um die
vertikale Achse zur Lenkung der Brecheranlage zu.
Hydraulische Lenkzylinder, aber auch alle zusätzlichen
hydraulischen Abstützungen konnten vermieden werden.
Die bahnbrechende Neuerung der neuen Generation
mobiler Brecheranlagen ist die ständige Verfahrbarkeit
der Anlage ohne den Materialfluss unterbrechen zu
müssen. Diese kontinuierliche Beweglichkeit setzt
wertvolle Produktionszeit frei und erhöht sowohl die
Verfügbarkeit der Brecheranlage als auch die Nutzbarkeit
des gesamten Tagebausystems.
Das TMCS® kann mit einem Doppelwellen-Brecher
oder einem Doppelwalzenbrecher ausgestattet werden.
Für Wartungsarbeiten steht genügend Platz vor dem
Brechermodul zur Verfügung. Dieses kann selbst zum
Kopf des Abwurfbandes hin heraus bewegt werden.
Die Reihe TMCS® wurde konstruiert, um in Verbindung
mit Standard – Löffelbaggern im Leistungsbereich
20 bis 65 m³ reibungslos zusammenarbeiten zu können.
Das Modul-System des TMCS® können wir auch Ihren
Abbauanforderungen anpassen.
WEITERE INFORMATIONEN UND KONTAKT:
Tenova TAKRAF
Torgauer Straße 336
04347 Leipzig | Deutschland
Tel.: +49 (0) 341 - 24 23 500
Fax: +49 (0) 341 - 24 23 510
eMail: sales@takraf.com
Internet: www.takraf.com
Tenova TAKRAF
www.tenovagroup.com
Bahnhofstraße 26
01979 Lauchhammer | Deutschland
Tel.: +49 (0) 3574 - 854 0
Fax: +49 (0) 3574 - 854 100
eMail: service@takraf.com
Internet: www.takraf.com
www.tenovagroup.com
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kleemAnn gm bh
DIE NEUE KLEEMANN-
PRALLBRECHER-GENERATION
IM
Ausgabe 02 | 2010
HäRTETEST!
Bei einer kompletten Neukonstruktion lautet am
Anfang die spannendste Frage: Bestätigt sich in der
Praxis, was in der Theorie entwickelt wurde? Nach
einer ca. eineinhalbjährigen Entwicklungsphase ging im
Spätsommer 2009 der erste Prototyp in die Erprobung.
Und schon der erste Test bewies eindrucksvoll, dass
das Gesamtkonzept goldrichtig ist. Schon von Anfang an
wurden mit der kleineren der beiden Anlagen, der MR 110
EVO, maximale Aufgabeleistungen von 350 t/h problemlos
erreicht.
Die ersten Tests bestätigen:
Extrem hohe Dauerleistungen sind
möglich
Die ersten Tests wurden auf einem Recyclinghof in
der Nähe des Kleemann Stammwerks in Göppingen
durchgeführt. Das Aufgabematerial bestand aus
gemischtem Betonbruch aus Abbruchmaterial, zu Anfang
NEUHEITEN & REPORTAGEN
Dank kräftigem Direktantrieb und neuem
Materialflusskonzept nicht nur leistungsstark, sondern auch
sehr wirtschaftlich im Betrieb: MOBIREX MR 130 EVO.
Bevor die Serienfertigung der neuen MR 110 EVO und MR 130 EVO startet, wurden über mehrere
Monate hinweg umfangreiche Tests mit mehreren Prototypen erfolgreich durchgeführt.
noch mit relativ geringem Eisenanteil. Die Aufgabegrößen
lagen zumeist bei einer Kantenlänge von bis zu 600 mm,
in Ausnahmefällen aber auch größer. In diesen Fällen
bewährte sich von Anfang an der per Fernsteuerung
anhebbare Deckel am Brechereinlauf. Im weiteren
Verlauf der ersten Testphase wurde mit verschiedensten
Materialien getestet, vielfach mit stark eisenhaltigem
Abbruchmaterial, weil hier die Technik erfahrungsgemäß
der höchsten Beanspruchung ausgesetzt ist. Das Ergebnis
war sehr vielversprechend: Die Anlage konnte die hohen
Leistungswerte auch bei Dauerleistung bestätigen. Dabei
zeichnete sich ab, dass durch das neue Materialflusskonzept
der Verschleiß an den wichtigen Punkten wie Schlagleisten
oder Austragsgurt maßgeblich verringert werden konnte.
Natürlich konnten auch auftretende Probleme erkannt und
erfolgreich behoben werden.
Wichtig bei den Tests war außerdem, dass die Anlage
bei verschiedenen Kunden getestet wurde, um durch
die verschiedenen Betreiber Rückschlüsse auf das neue
Bedienkonzept zu bekommen. Zudem war gewährleistet,
dass wirklich unterschiedlichste Aufgabematerialien
gebrochen wurden.
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Weitere Teststationen mit „Kältetest“
Unter den weiteren Teststationen war unter anderem
auch eine Firma im Allgäu. Hier wurde die Anlage wieder
in verschiedensten Anwendungen gefahren und konnte
dank des sehr „strengen“ Winters (an manchen Testtagen
bis zu -23 Grad) auch echten „Kältetests“ unterzogen
werden. Zu Anfang wurden einige Tausend Tonnen Kies
gebrochen, danach wurden Asphaltschollen verarbeitet,
gefolgt von armiertem Beton mit mehr und mit weniger
Schmutzanteil. Dabei wurden immer wieder über längere
Zeiträume Aufgabeleistungen von 350 t/h erreicht und
teilweise sogar übertroffen.
Auch die größere Anlage der neuen Baureihe, die MR
130 EVO, wurde umfangreich getestet. Da dieser Prototyp
einige Zeit später in Betrieb genommen wurde, konnten hier
schon Erfahrungen aus den Tests der MR 110 eingearbeitet
und erste „Kinderkrankheiten“ schon zu Anfang vermieden
werden. Und auch hier zeigte sich sofort, welches Potential
in diesen Anlagen steckt. Maximale Aufgabeleistung von
450 t/h wurden schnell realisiert und zum Teil beträchtlich
übertroffen. Beispielsweise erledigte der Prototyp der MR
130 beim ersten Test im Asphaltrecycling die geplante
Tonnage wesentlich schneller als geplant.
Glänzende Leistungswerte in verschiedensten
Anwendungsfällen: Die neue MR 110 EVO.
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NEUHEITEN & REPORTAGEN
Das Testfazit:
Das Konzept passt – Enorme
Leistungsfähigkeit bei signifikant
erhöhter Wirtschaftlichkeit
Nach diesen umfangreichen Tests mit allen gängigen
Anwendungsfällen – in einem Fall wurde sogar
Stahlwerksschlacke verarbeitet – konnte auch eine sehr
gute Kostenbilanz gezogen werden. Wie in der Theorie
berechnet, weisen beide Anlagen eine sehr positive
Bilanz in puncto Wirtschaftlichkeit und Verschleiß aus.
Das neue Materialflusskonzept zeigt seine Wirkung also
nicht nur in höherer Leistung sondern auch in geringerem
Verschleiß. Die höheren Standzeiten, in Verbindung mit
dem sehr effizient arbeitenden Direktantrieb, ergeben auf
der Betriebskostenseite spürbare Kostenvorteile. In der
Gesamtbetrachtung wird somit deutlich, dass Kleemann
mit diesen Anlagen ein großer Wurf gelungen ist.
WEITERE INFORMATIONEN UND KONTAKT:
Kleemann GmbH
Mark Hezinger
Manfred-Wörner-Str. 160
73037 Göppingen | Deutschland
Tel.: +49 (0)71 61 - 20 62 09
Fax: +49 (0)71 61 - 20 61 00
eMail: mark.hezinger@kleemann.info
Internet: www.kleemann.info
Kleemann GmbH
Die Kleemann GmbH ist ein Unternehmen der Wirtgen Group, einem expandierenden, international tätigen Unternehmensverbund
der Baumaschinenindustrie. Zu ihm gehören die vier renommierten Marken Wirtgen, Vögele, Hamm und Kleemann mit ihren
Stammwerken in Deutschland sowie lokale Produktionsstätten in den USA, Brasilien und China. Die weltweite Kundenbetreuung
erfolgt durch 55 eigene Vertriebs- und Servicegesellschaften.
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Wi r t g e n gm bh
Ausgabe 02 | 2010
NEUHEITEN & REPORTAGEN
Der Weltmarktführer für Kaltfräsen bringt die neue Absauganlage VCS für Straßenfräsen mit Frontladesystem auf den
Markt. Mit VCS wird die Menge der luftgetragenen Partikel, die bei Fräsarbeiten durch das Abfräsen des Materials
entstehen, reduziert. Die Wirtgen GmbH ist weltweit der einzige Hersteller, der eine Absauganlage für Kaltfräsen
anbietet.
VCS im Detail
Die von Wirtgen entwickelte Absauganlage VCS - die
Abkürzung steht für Vacuum Cutting System - funktioniert
in der Praxis so: Beim Fräsprozess entstehen im
Fräsaggregat feine Materialpartikel und Wasserdampf.
Durch Unterdruck werden mit Hilfe des VCS diese feinen
Partikel in den kurzen Bandkanal der Fräse gesaugt.
Eine zusätzliche Abdichtung des Fräswalzenaggregats
unterstützt diesen Vorgang. Eine Absaughaube über dem
Bandkanal saugt die Partikel in zwei Schläuche. Diese
Schläuche führen das abgesaugte Material direkt zum
langen Band des Ladebandsystems und umgehen damit
die Materialübergabe vom kurzen zum langen Band. Auch
hier unterstützen Abdichtungen im kurzen Bandkanal und
an der Absaughaube diesen Prozess. Ein hydraulisch
angetriebener Radiallüfter auf dem Ladeband sorgt
verstärkend dafür, dass das abgesaugte Material in den
langen Bandkanal gelangt. Dadurch entsteht gleichzeitig
Unterdruck im Fräswalzenaggregat. Zusätzliches
Einsprühen von Wasser an dieser Stelle bindet die meisten
Die Absauganlage VCS ist für acht Wirtgen Kaltfräsenmodelle mit Frontladesystem verfügbar. Wirtgen setzt
hier neue Maßstäbe bei Arbeitsschutz und Arbeitsplatzergonomie für Maschinenbediener von Straßenfräsen.
ABSAUGANLAGE VCS
WIRTGEN BRINGT
FÜR KALTFRäSEN AUF DEN MARKT!
Partikel. Schließlich werden die im Wasser gebundenen
Partikel wieder dem Materialfluss zugeführt und gelangen
weitestgehend bei der Verladung mit dem Fräsgranulat auf
den Lkw.
Beste Arbeitsbedingungen für
Maschinenbediener
Durch die unmittelbare Absaugung der Partikel profitieren
die Maschinenführer von einer freieren Sicht auf die
Fräskante. Insbesondere bei Nachtarbeiten mit Kaltfräsen
können dank VCS deutlich bessere Sichtverhältnisse
erreicht werden. Ein weiterer technischer Vorteil, den die
optionale Ausrüstung einer Kaltfräse mit VCS mit sich bringt,
ist die messbar geringere Motorverschmutzung durch die
auftretenden feinen Partikel. Die geringere Verschmutzung
wirkt sich wiederum für den Maschinenbetreiber und das
Wartungspersonal positiv auf das Wechseln der Diesel-,
Luft- und Ölfilter aus. Langfristig betrachtet ergibt sich auch
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110

Das Funktionsprinzip der Absauganlage VCS: Die Vorteile für die Maschinenführer
sind eine freiere Sicht auf die Fräskante und angenehmere Arbeitsbedingungen.
eine entsprechende Kostenersparnis. Dabei kommt auch
zum Tragen, dass die Kaltfräsen generell in den für diese
Partikel anfälligeren Bereichen sauberer bleiben, dies gilt
z.B. für die Fett geschmierte Fahrwerkssäulenführung. Die
Kleinfräsenmodelle W 100 F, W 120 F und W 130 F sowie
die Großfräsen W 150, W 200, W 210, W 2100 und W 2200
können mit VCS ausgestattet werden.
Positive Ergebnisse bei Messreihen
Wirtgen rückt seit Jahren den Maschinenbediener
und seinen Arbeitsplatz in den Mittelpunkt seiner
Entwicklungsarbeit. Aktuelle Themen aus der
Arbeitssicherheit wie die Diskussion um die
Beeinträchtigung der Maschinenfahrer durch Partikel
werden in der Baumaschinenbranche aufmerksam
verfolgt. Neue technische Entwicklungen wie das VCS, das
aus der intensiven Auseinandersetzung mit diesem Thema
entstanden ist, leisten einen Beitrag dazu, dass mögliche
Belastungen reduziert werden.
Ausgabe 02 | 2010
NEUHEITEN & REPORTAGEN
Ein unabhängiges Messinstitut hat umfangreiche
Messreihen an Wirtgen Kaltfräsen mit der VCS
Absauganlage durchgeführt - und das mit erfolgreichen
Resultaten: Aufgrund dieser Untersuchungen wird die
VCS Absaugtechnik von den Berufsgenossenschaften
empfohlen.
WEITERE INFORMATIONEN UND KONTAKT:
Wirtgen GmbH
Claudia Fernus
Reinhard-Wirtgen-Straße 2
53578 Windhagen | Deutschland
Tel.: +49 (0)26 45 - 13 17 44
Fax: +49 (0)26 45 - 13 14 99
eMail: claudia.fernus@wirtgen.de
Internet: www.wirtgen.com
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Surface Mining = Simple Mining: Ein Gerät schneidet,
bricht und verlädt das Material in einem Arbeitsgang – das
ist die kosten-effektivste Abbauweise für Nutzmineralien:
Hochselektiver Abbau ohne Bohren
und Sprengen
Jahresförderleistung von bis zu 12 Mio. t
in Weichgestein wie z.B. Kohle
Maßgeschneiderte Schneidwalzen für
Weich- und Hartgestein
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Laden von Slkw bis zur 240 t-Klasse
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Ausgabe 02 | 2010
NEUHEITEN & REPORTAGEN
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Telefon: +49 (0) 26 45 131-0 · E-Mail: info@wirtgen.com
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Ausgabe 02 | 2010
NEUHEITEN & REPORTAGEN
DAS UNTERNEHMEN AUS VICENZA, WELCHES WELTWEIT UNBESTRITTENER
LEADER IN DER PRODUKTION UND DEM VERKAUF VON BACKENBRECHERLÖFFELN
IST, ERÖFFNETE IN DER ERSTEN APRILTAGEN SEINE 3. NIEDERLASSUNG
INNERHALB DER LETZTEN 12 MONATE.
Die Büros und Lagerhallen befinden sich an
der Westküste des Kontinents, in Reno, Nevada.
Ein strategischer Ort für all die Verkaufs- und
Liefergeschäfte, die das Unternehmen aus Vicenza
zu organisieren hat. MB reiht sich in die zahlreichen
Unternehmen weltweiter Größe ein und wird somit den
Marktanforderungen gerecht.
Die Eröffnung der amerikanischen Filiale stellt auf
der einen Seite den Abschluss einer aufmerksamen
mehrjährigen Marktanalyse dar, auf der anderen Seite ist
es ein Ausgangspunkt, um die Position des Unternehmens
auf dem Markt noch weiter zu festigen. Die Eroberung
des amerikanischen Marktes begann bereits 2005, als
MB zum ersten Mal an der wichtigsten Messe des Bau-
und Konstruktionssektors des Kontinents teilnahm und
ausgezeichnete Resultate verzeichnete. Diese schlugen
sich anhand von Vertragsabschlüssen von Händlern und
Endkunden nieder.
Der Erfolg der Backenbrecherlöffel MB wuchs
exponentiell an und eroberte schließlich sogar das
Militär: So wurde dem Unternehmen aus Vicenza ,
durch die Zusammenarbeit mit seinen Händlern, eine
STARS AND STRIPES FÜR MB!
wichtige Funktion bei der Konstruktion von 1635 Häusern
und der Sanierung weiterer 443 Wohnungen für die
Familien des US amerikanischen Militärs zugeteilt, einem
der wichtigsten Projekte zur Entwicklung von privaten
Militärunterkünften des Landes seit 1996.
So ist es dem Unternehmen aus Vicenza in nur
wenigen Jahren gelungen, einen der technologischsten,
fortgeschrittensten und kreativsten Märkte zu erobern.
Nun stellt es seine genialen Produkte einer Kundschaft
zur Verfügung, die sowohl anspruchsvoll als auch
zahlreich ist. Diese Kundschaft hat in den Produkten
des Unternehmens eine innovative und moderne Lösung
gesehen, die sich vielfältigen Einsätzen anpasst und eine
hohe Produktivität aufweist.
Die neue Filiale in den USA wird es MB gestatten,
die Verkäufe und Lieferungen der Produkte dank
eines großen und modernen Lagerraums schnell und
effizient zu gestalten und den Kundenanfragen mit
einer Vertriebsabteilung, sowie einem professionellen
Kundenservice in der Muttersprache, welcher dem
Kunden von 08:00-20:00 Uhr zur Verfügung steht.
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113

Sämtliche Marketinginitiativen, Marktforschung,
sowie Vorführungen und Road-Shows, für
Kundenansprüche verschiedenster Bereiche, können
nun aus dem Sitz in Reno organisiert werden. Der
jedoch wichtigste Faktor des neuen Geschäftssitzes
in den USA besteht darin, die Backenbrecherlöffel
direkt vor Ort zur Verfügung zu haben, um sie in
kürzester Zeit auf die Baustelle zu liefern und damit
lange Transitzeiten auf dem Meer zu vermeiden.
DER
UNIVERSELLE
SCHNELLANSCHLUSS!
Ausgabe 02 | 2010
NEUHEITEN & REPORTAGEN
Effizienz, Entschlossenheit, Professionalität und
Zuverlässigkeit: So präsentiert sich MB der Welt, und so
hat das Unternehmen aus Vicenza den amerikanischen
Markt erobert um Arbeit und Innovation in dieses Land
zu bringen. MB ist somit unaufhaltbar und zielt darauf
ab, noch weiter an der Verbesserung eines Produkts
und eines Services zu arbeiten - Kriterien die schon
jetzt zu den zuverlässigsten und leistungsstärksten
in diesem Sektor gehören. Dazu zählt der tägliche
Vergleich mit verschiedenen Märkten und Kulturen,
um die Position dieses Unternehmens, dessen Produkt
mehrfache Auszeichnungen erhalten hat, weiter
auszubauen und zu festigen.
DAS UNTERNEHMEN AUS VICENZA, WELCHES SICH WELTWEIT IN DER PRODUKTION UND DEM
VERKAUF VON BACKENBRECHERLÖFFELN RÜHMEN KANN, ÜBERRASCHT UNS AUCH WEITERHIN:
BEGINNEND AB 2010 UNTERSCHREIBT DAS UNTERNEHMEN EINE GENIALE INNOVATION, DEN
UNIVERSELLEN SCHNELLANSCHLUSS, EIN GERäT, DAS DEN KUNDEN DIE MÖGLICHKEIT BIETET,
SO VIELSEITIG WIE MÖGLICH AUF DER BAUSTELLE ZU ARBEITEN.
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114

Ein neues Zubehörteil, das wieder einmal den
konstanten Einsatz für Innovation und Erneuerung
des Unternehmens beweist, seinen Wunsch,
neueste Arbeitsgeräte zu kreieren, die sich allen
Situationen anpassen und von essenziellem
Gebrauch sind, wie es auch seine einzigartigen
Backenbrecherlöffel sind.
Ausgabe 02 | 2010
WEITERE INFORMATIONEN UND KONTAKT:
MB S.p.A.
eMail: info@mbcrusher.com
Internet: www.mbcrusher.com
NEUHEITEN & REPORTAGEN
Erhältlich in sieben Ausführungen je nach Bauart des
Baggerbolzens, auf den er angebaut werden soll, gestattet
der neue universelle Schnellanschluss, jede Art von Gerät,
sei es ein Backenbrecherlöffel, Hammer, klassischer
Greifer oder ein Bohrer, an ein und denselben Bagger
anzuschließen, und all dies in kürzester Zeit.
Das neue Produkt von MB gestattet somit die
Auffanggeometrie zu verbessern, was dank der Reduzierung
der Distanz zwischen dem Ausleger des Baggers und den
eingesetzten Geräten möglich ist, um so die Arbeit auf der
Baustelle zu beschleunigen.
Doch nicht nur das. Auch der Krafteinsatz des Baggers
verringert sich dank der Gewichtsreduzierung um mehr als
50% im Vergleich zu herkömmlichen im Handel erhältlichen
Anschlüssen: Der neue universelle Schnellanschluss wiegt
etwa 80 kg, im Vergleich den zu etwa 150 kg, welche die
heute auf dem Markt erhältlichen Anschlüsse auf die Waage
bringen.
Der universelle Anschluss ist schnell und
vielseitig und vereinfacht die Montagearbeiten
dank der Möglichkeit, die Anbaugeräte
schnell in beide Richtungen anschließen zu
können (geradeaus und rückwärts).
MB S.p.A.
Die MB S.p.A., das Unternehmen aus Vicenza und Leader weltweit in der Produktion und dem Verkauf von Backenbrecherlöffeln
überrascht seine Kunden auch weiterhin mit seiner Fähigkeit, sich stets seinen Platz in der ersten Reihe im Bereich der
Abbrucharbeiten und der Wiederverwertung zu behaupten. Die kontinuierliche Forschung des spezialisierten Teams sorgt dafür,
dass das Unternehmen stets Erster bei der Planung von auf der Baustelle unentbehrlichen Arbeitsgeräten ist.
Die angebotenen Geräte haben dieses Unternehmen in nur kurzer Zeit zur ernsthaften Konkurrenz und seinen Namen auf der
gesamten Welt bekannt gemacht.
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115

Mag. Alexander Hartl und Herr ZhangZeng Guang (Vorstandsvorsitzender
der Jidong Development Group Co. Ltd.)bei der Vertragsunterzeichnung.
Ausgabe 02 | 2010
NEUHEITEN & REPORTAGEN
HARTL POWERCRUSHER
STEIGT MIT MEGAKOOPERATION IN DEN
CHINESISCHEN MARKT EIN!
hA r t l poWerCrusher
Der österreichische Traditionsbetrieb aus St. Valentin und weltweit bekannte Hersteller für raupenmobile Siebund
Brechanlagen, Hartl Anlagenbau GmbH, zeichnete am 23.02.2010 ein Kooperationsabkommen mit dem
chinesischen Zementriesen Dunshi, der Jidong Development Group Co. Ltd. in Tangshan, China. Das börsennotierte
Milliarden Unternehmen beschäftigt insgesamt über 20.000 Mitarbeiter in der Gruppe und gilt in China als Vorzeige- und
Paradeunternehmen.
In feierlichem Rahmen und unter Beisein der höchsten
Vertreter aus Wirtschaft und Politik wurde eine langfristige
Zusammen arbeit besiegelt, welche Hartl in kurzer Zeit zum
führenden Player für raupenmobile Gesteinsbrech- und
Siebanlagen am chinesischen Markt machen wird. Die
Grundlage für diese Zusammenarbeit ist ein Joint Venture
Unternehmen mit dem Namen „Hartl Jidong Crusher
Manufacturing Limited Liability Company“ und Hauptsitz
in Tangshan, Hebei Provinz, P. R. China. Dieses 50/50 Joint
Venture wird in Zukunft die modernen und am letzten Stand
der Technik befindlichen Anlagen nach dem Know How
und den hohen österreichischen Qualitätskriterien für den
chinesischen Markt fertigen.
Die Produktionsmöglichkeiten für diese Anlagen
gewährleistet die, auf Maschinen fertigung für die
Zementindustrie spezialisierte Tangshan Dunshi
Machinery Manufacturing Co. Ltd, welche nicht nur
der traditionsreichste und älteste sondern auch größte
Hersteller in China ist. Alleine das Stammwerk zählt mehr
als 2.500 Mitarbeiter und verfügt über die national größten
Bearbeitungszentren sowie eine werkseigene Gießerei.
Im neuen Werk in Tianjan, wo langfristig die
Powercrusher Anlagen gefertigt werden, verfügt man
über insgesamt vier Werkshallen mit jeweils Flächen bis zu
75.000 m 2 , einem modernst ausgerüsteten Maschinenpark
sowie direkten Seezugang über den werkseigenen Hafen
für Be- und Entladung der gefertigten Güter.
Mit der Produktion in China sollen zukünftig hohe
Verschiffungs- und Transportkosten sowie Einfuhrzölle
eingespart werden um langfristig auf dem wohl
weltweit stärksten Wachstumsmarkt im Bau- und
Baumaschinensektor konkurrenzfähig zu sein.
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116

Cin Zhi Chun (Vizebürgermeister, Tangshan
Provinz Kommunalverwaltung).
Grundlage der geplanten Serienfertigung
bietet schon alleine der hohe Eigenbedarf
der Gruppe, welche sämtliche über ganz
China verteilte Zementwerke ab sofort mit
der neuen Technologie von raupenmobilen
Aufbereitungsanlagen aus dem Hause
Hartl ausstatten wird.
Der Beginn dieses Modernisierungs-
und Umstellungsprozesses von stationären
auf mobile Aufbereitungsanlagen wurde
ebenfalls mit dem Ankauf von insgesamt
5 Anlagen in einem Auftragsvolumen von mehr als
2 Millionen Euro mit einer Erstbestellung ins Stammwerk
nach Österreich besiegelt.
Die Österreicher freuen sich über diesen
prestigeträchtigen Auftrag ganz besonders, da der Zuschlag
nach einer intensiven internationalen Mitbewerbsanalyse
erteilt wurde und damit die internationale
Technologieführung und Wettbewerbsfähigkeit von Hartl
Powercrusher unterstrichen wird.
Bei mehreren Besichtigungen bei Kunden im In- und
Ausland konnten sich die Zementspezialisten aus China von
der Leistung und Qualität der Hartl-Anlagen überzeugen.
Hauptsächlich muss Kalkstein auf eine Größe von
0/80 mm zerkleinert werden und die vorgegebene
Produktion soll je nach Werk bzw. Einsatzgebiet zwischen
300 und 500 Tonnen pro Stunde erreichen. Zusätzlich sollen
die bestellten Anlagen auch die verschiedenen Körnungen
für die lokale Asphalt- und Betonerzeugung produzieren.
Alle Anforderungen konnten mit den Prallmühlentypen
PC 1310 I und PC 1610 IG eindrucksvoll dargelegt werden,
und ebenso leistungsstark überzeugten die nachgestellten,
Ausgabe 02 | 2010
NEUHEITEN & REPORTAGEN
raupenmobilen Siebanlagen welche das gebrochene
Material auf die jeweils gewünschten Körnungen
separieren.
Der nationale Vertrieb, das lokale Service und die
Ersatzteilversorgung wird in China ab sofort exklusiv
von Hartl direkt und in Zusammenarbeit mit der Firma
Morningstar unter der Leitung von Herrn Gerald Sturmayr
und Herrn He Gang professionell und flächendeckend
gewährleistet.
Beide Unternehmen sehen die außergewöhnlichen
Synergieeffekte und das enorme Potential der zukünftigen
Zusammenarbeit, dessen Grundlage und Startschuss mit
dem gezeichneten Kooperationsabkommen kurz nach dem
chinesischen Neujahr und Jahr des Tigers gelegt wurde.
WEITERE INFORMATIONEN UND KONTAKT:
Hartl Anlagenbau GmbH
Gollensdorf 24
4300 St. Valentin | Österreich
Tel.: +43 (0)72 38 - 293 50
Fax: +43 (0)72 38 - 293 50 - 40
eMail: office@powercrusher.com
Internet: www.powercrusher.com
Presseinfo
Nathalie Palmetshofer
Tel.: +43 (0)72 38 - 293 50 - 60
eMail: paln@powercrusher.com
www.advanced-mining.com
117

sbm mi n e rA l pro C e s s i n g gm bh
Ausgabe 02 | 2010
NEUHEITEN & REPORTAGEN
Anlagenbauer SBM erhält 2,2 Mio. EUR Auftrag von STRABAG:
VOLLAUTOMATISCHE VERLADEANLAGE
FÜR DIABAS-STEINBRUCH
IN SAALFELDEN
Laakirchen, Mai 2010. Dank Spezial-Know-how ist es
dem oberösterreichischen Anlagenbauer SBM Mineral
Processing gelungen, einen 2,2 Mio. EUR Auftrag für
eine Diabas-Förderanlage von der STRABAG Mineral
Abbau GmbH zu gewinnen. Die Anlage wird im STRABAG-
Steinbruch in Saalfelden – wo Diabas seit 1928 abgebaut
wird – zum Einsatz kommen. Konkret umfasst der Auftrag
eine Anlage, bestehend aus Förder- und Dosierbänder
sowie Siebe, mit denen Gleisschotter auf LKWs und
Bahnwaggons verladen wird. Die Leistung der Anlage
beträgt 600 Tonnen pro Stunde – das entspricht grob
gerechnet dem Gewicht von 300 Mittelklasseautos, das
jede Stunde von den Förderbändern transportiert wird. In
Betrieb gehen soll die Anlage im Frühjahr 2011.
Diabas ist ein außergewöhnlich hartes und abriebfestes
Vulkangestein und findet im Straßenbau und als
Gleisschotter Verwendung.
Ing. Otto Biedermann, Geschäftsführer SBM Mineral
Processing: „Mit diesem Auftrag schließen wir an eine
Reihe von Bahnverladungs-Projekten an, die wir bereits in
der Vergangenheit für den STRABAG Konzern realisieren
konnten. Der neuerliche Zuschlag ist für meine Mitarbeiter/
innen und mich ein schöner Beweis, dass Kompetenz und
Qualität auch in wirtschaftlich herausfordernden Zeiten
geschätzt werden.“
WEITERE INFORMATIONEN UND KONTAKT:
SBM Mineral Processing GmbH
Mag. Barbara Krautgartner, MBA
Arbeiterheimstrasse 46
4663 Laakirchen | Österreich
Tel.: +43 (0)76 13 - 27 71 160
Menedetter PR
eMail: Barbara.Krautgartner@sbm-mp.at
Mag. Brigitte Mühlbauer
Internet: www.sbm-wageneder.at
Stoß im Himmel 1
1010 Wien | Österreich
Tel.: +43 (0)1 - 533 23 80
eMail: muehlbauer@menedetter-pr.at
Über SBM:
SBM Mineral Processing erwirtschaftet als Hersteller von Aufbereitungs- und Förderanlagen für Kies, Sand, Schotter sowie
ähnliche Materialien einen Umsatz von über 50 Mio. EUR und ist mit einer Exportquote von 80% international präsent. In
Spezialbereichen zählt SBM zu den Weltmarktführern. Das Produktportfolio umfasst Einzelmaschinen, stationäre und mobile
Anlagen sowie mobile Betonmischanlagen und Service & Support. Der Firmensitz ist im oberösterreichischen Laakirchen.
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118

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Dehaco GmbH
Podbielskistraße 333
30659 Hannover (D)
E dick.berbee@tiscali.nl
I www.dehaco.eu
Ausgabe 02 | 2010
MACHT
DIE
ARBEIT
www.dehaco.eu
NEUHEITEN & REPORTAGEN
AMS ONLINE AUS SICHT DR INDUSTRIE:
www.advanced-mining.com
119

DehACo in t e rn A t i o nA l
Ausgabe 02 | 2010
NEUHEITEN & REPORTAGEN
FÜR JEDES ABBRUCH- UND GERUCHSPROBLEM DIE RICHTIGE LÖSUNG
DEHACO FÜHRENDER
LIEFERANT VON STAUBBEKäMPFERN
DEHACO INTERNATIONAL IST EIN FÜHRENDER
LIEFERANT VON STAUBBEKäMPFER. DIESE FIRMA
REAGIERTE ALS EINE DER ERSTEN AUF DEN IMMER
DRINGLICHER WERDENDEN BEDARF AN LöSUNGEN
FÜR DIE STAUB- UND GERUCHSPROBLEMATIK, MIT
DER DIE ABBRUCHWELT UND RECyCLINGSFIRMEN
JETZT ODER IN ZUKUNFT KONFRONTIERT WERDEN.
MIT DER EINFÜHRUNG DES GROSSEN DE-DUST-
STAUBBEKäMPFER 2008, DIE BEI GROSSEN
ABBRUCHARBEITEN IN UND UM WOHNZENTREN
HERUM EINGESETZT WERDEN, UND ERST KÜRZLICH
DER AXO UND DER NANO, DIE FÜR KLEINE
ABBRUCHARBEITEN IN GEBäUDEN GEEIGNET SIND,
BIETET DEHACO DIE UMFANGREICHSTE AUSWAHL AN
STAUBBEKäMPFER FÜR DIE UNTERSCHIEDLICHSTEN
ABBRUCHARBEITEN.
Dehaco ist davon überzeugt, dass die
Staubbeherrschung in der Zukunft immer
nachdrücklicher gesetzlich geregelt wird. Grund genug
für das Unternehmen, um sich nach noch besseren und
effizienteren Lösungen auf diesem Gebiet umzusehen.
Die Entwicklungen auf diesem Gebiet, aber auch
die Nachfrage des Marktes nach zielgerichteteren
Anwendungsmöglichkeiten stehen nicht still. Dehaco
stellt sich schnell und effizient darauf ein, beispielsweise
mit der neuen Generation DE-Dust Staubbekämpfer. Die
Reichweite dieses neuen Staubbekämpfers erstreckt
sich mittlerweile von 0 bis 150 Meter.
Fernbedienung
Die neuen Dehaco-Staubbekämpfer unterscheiden
sich u.a. durch ein höheres Maß an Effektivität: Ein
drastisch reduzierter Strom- und Wasserverbrauch
und umfangreiche Möglichkeiten, um den Wassernebel
an die Situation anzupassen. Ein Maschinist kann
den Staubbekämpfer von seinem Kran aus mit einer
Fernbedienung bedienen; beispielsweise um die
Reichweite des Wassernebels anzupassen und/oder
die Höhe und den Winkel einzustellen. Dies bringt
einen beträchtlichen Zeitgewinn mit sich. Weiterhin
sind zusätzliche Accessoires, wie ein Dreh- und
Scharniersystem und ein praktisches Kontrollpult
lieferbar, mit denen das System - wenn gewünscht -
komplett selbstständig funktionieren kann. Es versteht
sich von selbst, dass die Staubbekämpfer groß oder
klein in festen und in mobilen Varianten lieferbar sind.
Neuer DE-Dust AXO
Dehaco DE-Dust AXO
Der DE-Dust AXO ist auch neu. Es ist ein Midi-
Staubbekämpfer, die sich sehr gut für kleinere
Außenabbrucharbeiten und die Recyclingbranche
eignet, beispielsweise in einer Halle oder bei einem
Transportband. Der AXO lässt sich sehr einfach
installieren, weil er nur 230 Volt Strom benötigt und
anstelle von Wasserdüsen ein Rotor genutzt wird. Die
Maschine wiegt 80 kg, hat einen Wasserverbrauch von
0-200 Litern/u und eine Reichweite bis zu 20 Metern.
Dehaco DE-Dust AXO
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Ausgabe 02 | 2010
NEUHEITEN & REPORTAGEN
Der DE-Dust NANO ist der
größere Bruder des Pico und für
Abbruchsarbeiten von größeren
Räumen in Gebäuden oder Außen
von kleineren Objekten gedacht. Den
DE-Dust NANO
NANO an das Wasser- und Lichtnetz
anzuschließen ist schon ausreichend.
Dieses Model benötigt keine Druckluft.
Der Wasserverbrauch lässt sich auf 80 Liter pro Stunde einstellen. Der
NANO lässt sich leicht transportieren durch sein Gewicht von nur 19kg.
Ein wichtiges Merkmal des Staubbekämpfer ist die große Öffnung,
was dazu führt, dass das Risiko von Verstopfung fast gleich Null ist.
Eine Förderpumpe ist auch nicht erforderlich, was im Ergebnis zu einer
betriebssicheren und unkomplizierten Lösung führt.
DE-Dust Femto
WEITERE INFORMATIONEN UND KONTAKT:
Dehaco GmbH
Podbielskistrasse 333
30659 Hannover | Deutschland
Tel.: +49 (0)511 - 54 06 401
Fax: +49 (0)511 - 54 06 300
eMail: dick.berbee@tiscali.nl
Internet: www.dehaco.eu
DE- Dust Pico, NANO und
Femto
Der Pico - vor allem für
Abbrucharbeiten in Gebäuden gedacht
- ist jetzt Standard mit einem Schalter
mit Wahlmöglichkeiten ausgestattet,
um den Wasserverbrauch zwischen 4
und 8 Litern pro Stunde einstellen zu
können.
Der Mini-Staubbekämpfer Femto ist sehr geeignet
für Abbrucharbeiten in kleineren Räumen in Gebäuden.
Durch sein kleines Format ist der Femto einfach zu
transportieren.
Zusammengefasst können wir behaupten, dass
Dehaco eine komplette Serie von Staubbekämpfer
anbietet, die der Staubbekämpfungsproblematik auf eine
herausragende Weise die Stirn bietet.Mehr Informationen
über die DE-Dust Staubbekämpfer sind zu finden unter:
www.dehaco.eu.
DE-Dust Pico
Dehaco B.V. (seit 1985) ist Zulieferer
der Abbruchbranche und führend auf
dem Gebiet von Asbestsanierungs-,
Bodensanierungsprodukten und
Abbruchmaterial. Das Unternehmen
verkauft und vermietet ein umfangreiches
Sortiment hydraulischer und pneumatischer
(Abbruch)Geräte, Asbestsanierungs- und
Sicherheitsprodukte. Außerdem verfügt
Dehaco über eine moderne Prüfstation
für Zubehör und Asbestwerkzeuge. Große
Bauunternehmungen und Abbruchfirmen im
In- und Ausland gehören zum Kundenstamm.
Dehaco ist ein ehrgeiziges Unternehmen,
dessen Ziel es ist, den Aktionsradius im In-
und Ausland weiter auszudehnen.
www.advanced-mining.com
121

2010
DER AMS-VERANSTALTUNGSKALENDER
Ausgabe 02 | 2010
VERANSTALTUNGEN
30 Jun - 04 Jul 2010
Juli 2010
13. Internationaler Bergbau & Montanhistorik Workshop
Sankt Andreasberg ,
Deutschland
www.montanhistorik.de
01 - 07 Jul 2010
Gemeinsame Tagung: GDMB Fachausschuss Lagerstätten - GDMB
Fachausschuss Rohstoffwirtschaft
Halle, Deutschland www.gdmb.de
08 Jul 2010 10. Wärmepumpen Fachtagung Düsseldorf, Deutschland www.energieagentur.nrw.de
07 - 09 Jul 2010 AGIT 2010: Symposium und Fachmesse Angewandte Geoinformatik Salzburg, Österreich www.agit.at/
27 - 29 Jul 2010 QME 2010 - Queensland Mining and Engineering Exhibition
Mackay, Queensland,
Australien
www.aims.rwth-aachen.de/AIMS
26 - 28 Jul 2010 Africa Mining Congress 2010
August 2010
Johannesburg, Süd
Afrikaa
www.terrapinn.com/2010/mining.za
24 - 26 Aug 2010 Argentina Mining 2010 San Juan, Argentina www.argentinamining.com
25 - 29 Aug 2010 5th Mid-European Clay Conference
September 2010
Budapest, Ungarn www.mecc2010.org
06 - 07 Sep 2010 Wiederholungslehrgang Sprengtechnik
Clausthal-Zellerfeld,
Deutschland
www.fwz-clz.de
06 - 15 Sep 2010 Grundlehrgang Sprengtechnik
Clausthal-Zellerfeld,
Deutschland
www.fwz-clz.de
08 Sep 2010 39. Geomechanik-Kolloquium Freiberg, Deutschland www.tu-freiberg.de
09 - 10 Sep 2010 BulkSolids Europe 2010 Glasgow, Schottland www.bulksolidseurope.com
12 - 15 Sep 2010 10. Internationales Symposium Kontinuierliche Tagebautechnik Freiberg, Deutschland www.bergbau-tagebau.de
14 - 16 Sep 2010 ALUMINIUM 2010 8. Weltmesse & Kongress Essen, Deutschland www.aluminium-messe.com
16 - 17 Sep 2010 GDMB-Fachausschuss Aufbereitung und Umwelttechnik
Clausthal-Zellerfeld,
Deutschland
www.gdmb.de
20 - 21 Sep 2010 Computereinsatz im Bergbau Kassel, Deutschland www.gdmb.de
www.advanced-mining.com
122

2010
DER AMS-VERANSTALTUNGSKALENDER
Ausgabe 02 | 2010
VERANSTALTUNGEN
Oktober 2010
04 - 08 Okt 2010 Electra Mining Africa 2010
Johannesburg,
Süd Afrika
www.specialised.com
05 - 07 Okt 2010 iPAD DRC: Mining and Infrastructure Exhibition
Congo, Demokratische
Republik Congo
www.ipad-africa.com
05 - 07 Okt 2010
INTERGEO 2010. Kongress und Fachmesse für Geodäsie, Geoinformation und
Landmanagement
Köln, Deutschland www.intergeo.de
10 - 13 Okt 2010 GeoDarmstadt2010 Darmstadt, Deutschland www.geodarmstadt2010.de
19 - 21 Okt 2010 Intensivseminar Geothermie: Entwicklung von Tiefengeothermie-Projekten München, Deutschland www.hdt-essen.de
24 - 27 Okt 2010 MEMO 2010 - The Maintenance Engineering/Mine Operators‘ Conference Ontario, Kanada www.cim.org/memo2010
28 - 29 Okt 2010 7. Sächsischer Geothermietag Torgau, Deutschland www.gkz-ev.de
KOSTENLOS
DIGITAL
INFORMATIV
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123

Rohstoffversorgungstechnik
Rohstoffversorgungstechnik
Rohstoffgewinnung, Rohstoffgewinnung, Aufbereitung Aufbereitung und und Veredlung Veredlung
Weiterbildungsangebot
Lehrgang für Fach-
und Führungskräfte
in der mineralischen
Rohstoffindustrie
16. - 18.02.2011
Planung Planung und Projektierung
Projektierung
- Einführung Einführung in die Tagebautechnik
Tagebautechnik
- Lagerstättenerfassung Lagerstättenerfassung und -bewertung
-bewertung
- Rechtliche Rechtliche Rahmenbedingungen Rahmenbedingungen der
Rohstoffgewinnung Rohstoffgewinnung im Tagebau Tagebau
- Tagebauprojektierung
Tagebauprojektierung
- Tagebauzuschnitt Tagebauzuschnitt und Abbauplanung
Abbauplanung
- Hauptprozesse Hauptprozesse der Rohstoffgewinnung Rohstoffgewinnung im
Tagebau Tagebau
Betriebsmittel Betriebsmittel und Prozesse Prozesse
der Rohstoffgewinnung
Rohstoffgewinnung
- Auswahl Auswahl und Dimensionierung Dimensionierung von
Tagebaugeräten
Tagebaugeräten
- Lösen, Lösen, Laden, Laden, Transportieren
Transportieren
- Betriebsmittel Betriebsmittel im Lockergestein Lockergestein (Sand (Sand und
Kies, Braunkohle, Braunkohle, Ton)
- Betriebsmittel Betriebsmittel im Festgestein Festgestein (Naturstein (Naturstein und
Kalkstein) Kalkstein)
- Betriebsmittel Betriebsmittel in der Nassgewinnung
Nassgewinnung
Rohstoffaufbereitung
Rohstoffaufbereitung
- Aufbereitung Aufbereitung und Veredlung Veredlung
von Steine-und-Erden
Steine-und-Erden
- Analyse Analyse
- Zerkleinern, Zerkleinern, Klassieren, Klassieren, Sortieren Sortieren
- Entwässern, Entwässern, Trocknen Trocknen
Ausgabe 02 | 2010
Mittwoch, 16. Februar 2011
Donnerstag, 17. Februar 2011
Freitag, 18. Februar 2011
Dozenten
VERANSTALTUNGEN
Univ. Univ. Prof. Prof. Dr.-Ing. Dr.-Ing. habil. habil. H. Tudeshki Tudeshki
Dr.-Ing. Dr.-Ing. K. Freytag Freytag
Dr.-Ing. Dr.-Ing. V. Vogt Vogt
Dipl.-Ing. Dipl.-Ing. T. Hardebusch
Hardebusch
Teilnahmebedingungen
Der Tagungsbeitrag Tagungsbeitrag von von Euro Euro 1300,- 1300,- (zzgl. (zzgl. ges. ges.
MwSt.) MwSt.) beinhaltet beinhaltet die Teilnahme Teilnahme an der
Lehrveranstaltung.
Lehrveranstaltung.
Der Selbstkostenbeitrag Selbstkostenbeitrag für Getränke, Getränke, Mittagessen
Mittagessen
und und eine eine Exkursion Exkursion mit Abendveranstaltung Abendveranstaltung beträgt beträgt
Euro Euro 150,- 150,- (zzgl. (zzgl. ges. ges. MwSt.). MwSt.).
Veranstalter und Organisator
Lehrstuhl Lehrstuhl für Tagebau Tagebau und Internationaler Internationaler Bergbau Bergbau
Institut Institut für Bergbau, Bergbau, TU Clausthal Clausthal
Erzstraße Erzstraße 20
38678 38678 Clausthal-Zellerfeld
Clausthal-Zellerfeld
Telefon: Telefon: +49 (0) 53 23 / 72 22 25
Telefax: Telefax: +49 (0) 53 23 / 72 23 71
http://www.bergbau.tu-clausthal.de
http://www.bergbau.tu-clausthal.de
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Ausgabe 02 | 2010
VERANSTALTUNGEN
43.280 Besucher, rd. 230 Aussteller mit 360 vertretenen Marken
waren das herausragende Ergebnis der letzten steinexpo.
STEINEXPO 2011 –
VORBEREITUNGEN ANGELAUFEN!
WER ERINNERT SICH NICHT GERNE AN DIE STEINEXPO 2008, ALS BEI HERAUSRAGENDER STIMMUNG
ÜBER 43.000 FACHBESUCHER DIE DEMONSTRATIONSMESSE FÜR DIE BAU- UND BAUSTOFF-
INDUSTRIE IM BASALTSTEINBRUCH NIEDEROFLEIDEN BESUCHTEN. KAUM ZU GLAUBEN, WIE
SCHNELL DIE ZEIT VORANSCHREITET, HABEN BEREITS KÜRZLICH DIE VORBEREITUNGEN FÜR DIE
STEinExpO 2011 (31.8.-3.9.2011) WiEDER BEGOnnEn. MiT DER VERTRAGSunTERZEichnunG
ZWISCHEN DEM BETREIBER DES GRÖSSTEN EUROPäISCHEN BASALT-STEINBRUCHS IN
HOMBERG/NIEDEROFLEIDEN, DER MITTELDEUTSCHE HARTSTEIN-INDUSTRIE MHI, UND DEN
VERANTWORTLICHEN DER STEINEXPO ZUR NUTZUNG DES STEINBRUCHS ALS MESSEGELäNDE
WIRD DIE NEUAUFLAGE NUN WIEDER KONKRET.
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Beeindruckende Bilanz
Die letzte Auflage der steinexpo schloss mit dem
gewünschten Erfolg: Mit 43.280 Besuchern konnte die
Besucherzahl enorm gesteigert werden; die etwa 230
Aussteller mit rund 360 vertretenen Marken zeigten
sich mit der Resonanz auf ihre Demonstrationen und
Vorstellungen hoch zufrieden. Speziell die aktive
Leistungsschau der Maschinen und Anlagen in der
Demonstration stand in der Gunst der Besucher
ganz oben. Als besonders positiv wurde seitens der
Aussteller der hohe Fachbesucheranteil von über 90
Prozent bewertet, der einen intensiven fachlichen
Austausch ermöglichte. Die Aussteller goutierten auch
die Internationalität innerhalb der Besucherstruktur
(20,9 %).
Vielfältige Angebote und Neuerungen
Die inzwischen 8. Demonstrationsmesse für die Bau-
und Baustoff-Industrie findet also vom 31. August bis
3. September 2011 wieder in Homberg/Niederofleiden
nahe Marburg statt. Damit wird Europas größter
Basaltsteinbruch wieder zu dem bewegten Branchen-
Treffpunkt der Baustoffindustrie. Mit einer erwarteten
Netto-Ausstellungsfläche von ca. 50.000 qm bietet die
steinexpo 2011 Herstellern, Anbietern und Lieferanten im
Gesamtspektrum der Rohstoffgewinnung, -aufbereitung,
der Veredelung und der Baustoffwiederaufbereitung die
ideale Plattform zur praxisgerechten Präsentation ihrer
Produkte, Dienstleistungen und Innovationen.
Dabei werden die Großhallen, die neben den
Demonstrationsmöglichkeiten im Freigelände
ein wichtiger Bestandteil der steinexpo sind,
durch ihre Platzierung auf der Hauptfläche
zentral in das gesamte Messegeschehen
eingebunden.
Starke Partner
Wie bei der letzten Messe ist der Verband
Deutscher Maschinen- und Anlagenbau e.V.
(VDMA) wieder fachlich-ideeller Partner der
steinexpo 2011. Auch der Bundesverband
Mineralische Rohstoffe e.V. (MIRO) engagiert
sich aktiv bei der Konzeption, Publizierung und
Durchführung der Demonstrations-Messe.
Gleiches gilt für den Verband der Baumaschinen-
Ingenieure und -Meister e.V. (VDBUM). Das
Ausgabe 02 | 2010
VERANSTALTUNGEN
europäische Engagement der steinexpo wird durch die
Partnerschaft mit dem europäischen Baustoffverband
UEPG (European Aggregates Association) gestützt, der
rd. 32.000 Betriebe repräsentiert.
Medienpartnerschaften mit national und international
führenden Fachzeitschriften runden das Bild ab.
Ein „besonderes“ Messegelände
Hervorgerufen durch die räumlichen Veränderungen
im Steinbruch Niederofleiden – es handelt sich hier um
einen produzierenden Betrieb – wird sich das „Gesicht“
des Messegeländes im kommenden Jahr erheblich
ändern. Die avisierten Veränderungen verheißen
wieder eindrucksvolle und praxisnahe Aussteller-
Präsentationen und lassen dieses „besondere“
Messegelände noch attraktiver werden.
Alles in allem: Die steinexpo 2011 wird vom
31. August bis 3. September 2011 sicher wieder der
Treffpunkt für die europäische Bau- und Baustoff-
Industrie!
Die Ausstellungsunterlagen stehen ab sofort zur Verfügung bei:
WEITERE INFORMATIONEN UND KONTAKT:
Geoplan GmbH
Josef-Herrmann-Straße 1-3
76473 Iffezheim | Deutschland
Tel.: +43 (0)72 29 - 606 - 30
Fax: +43 (0)72 29 - 606 - 10
eMail: info@geoplanGmbH.de
Internet: www.geoplanGmbH.de
Die steinexpo 2011 findet vom 31. August bis 3. September
2011 wieder in Europas größtem Basaltsteinbruch in
Homberg/Niederofleiden nahe Marburg statt.
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Fachausstellung: Ja, wir möchten ausstellen. Bitte setzen Sie sich mit uns in Verbindung.
E-Mail:
Pro�l
Telefonnummer:
PLZ/Ort:
Im Jahre 1632 kam es zur ersten belegbaren Anwendung
der Sprengtechnik im Oberharzer
Bergbau. Nicht nur die sehr frühe Anwendung
der Schießarbeit, sondern auch die Verwendung
des brisanten Sprengstoffes, im Jahre 1866, im
selben Jahr, in dem Alfred Nobel das Dynamit
erfand, zeugen vom Ideereichtum und der
Durchsetzungskraft früher Generationen von
Harzer Bergleuten.
Seit 1976 kommen traditionell alle zwei Jahre
Experten aus dem nationalen und internationalen
Bergbau aber auch verwandten Branchen in
Clausthal zusammen, um Erfahrungen, Erkenntnisse
und Entwicklungen zum neuesten
Stand der Technik im Bohr- und Sprengwesen
auszutauschen und zu diskutieren.
Mit dem 17. Bohr- und Sprengtechnischem Kolloquium
am 21. und 22. Januar 2011 wird rund
380 Jahre nach der ersten Anwendung der
Sprengtechnik im Oberharzer Bergbau auch
dieses mal eine Diskussionsplattform für Vertreter
von Unternehmen, Behörden, Hochschulen
und anderen Einrichtungen geschaffen werden.
In den vergangenen Jahren konnten wir durchschnittlich
300 Fachbesucher in Clausthal anlässlich
unseres Kolloquiums und der begleitenden
Fachausstellung begrüßen.
Ausgabe 02 | 2010
Straße/Postfach:
Institut für Bergbau
Firma:
Name, Vorname:
17. Kolloquium
Bohr- und Sprengtechnik
21. und 22. Januar 2011
in Clausthal- Zellerfeld
per Fax: +49 (0)5323 72-2371 • per E-Mail: info@bus2011.de • im Internet unter www.bus2011.de
per Post: Institut für Bergbau, Erzstraße 20, D-38678 Clausthal-Zellerfeld
(Bitte für jeden Teilnehmer eine eigene Anmeldung ausfüllen. Die Rechnung wird Ihnen nach der
Anmeldung per Post zugesendet)
call for papers
Anmeldung zum Kolloquium
Zeitplan und Fristen
Abgabe der Kurzfassungen der Vorträge:
1. August 2010
Bekanntgabe der Vortragsthemen:
1. September 2010
Abgabe der Druckversion zur Veröffentlichung
des Vortrages:
1. November 2010
Kolloquium:
21. und 22. Januar 2011
Veranstalter und Kontakt
Technische Universität Clausthal
Institut für Bergbau
Erzstraße 20
D-38678 Clausthal-Zellerfeld
Telefax: (0 53 23) 72-23 71
E-Mail: info@bus2011
Internet: www.bus2011.de
Dipl.-Vw. Mirco Kappler
Lehrstuhl für Tagebau und Internationaler Bergbau
Telefon: (0 53 23) 72-21 59
Dipl.-Wirtsch.-Ing. Heiner Berger
Abteilung für Maschinelle Betriebsmittel und
Verfahren im Bergbau unter Tage
Telefon: (0 53 23) 72-31 79
Veranstaltungsort
Aula der Technischen Universität Clausthal
Aulastraße 1
D-38678 Clausthal-Zellerfeld
Vortragsanmeldung
Unserer 35-jährigen Tradition folgend, möchten wir
den Teilnehmern auch dieses Mal hochkarätige Vorträge
sowohl aus Wissenschaft und Forschung, vor
allem aber aus der betrieblichen Praxis bieten.
Wir wollen Sie daher auffordern, selbst aktiv mit
einem Vortrag an der Veranstaltung teilzunehmen.
Interessant sind vor allem Vortragsthemen, die die
Anwendung der Bohr- und Sprengtechnik in den
verschiedensten Einsatzgebieten aus Anwendersicht
vorstellen und besondere Herausforderungen oder
die Anwendung neuer Technologien schildern.
Das Paper sollte mind. 1 Seite, aber höchstens 8 Seiten
umfassen. Eine kurze Zusammenfassung am Beginn
des Beitrags wäre hilfreich, ebenso Tabellen,
Gra�ken und Bilder. Zusätzlich sollten Angaben zur
Person des Vortragenden, idealerweise ein kurzer Lebenslauf
sowie die Kontaktdaten ergänzt werden.
Alle akzeptierten und präsentierten Beiträge der
Konferenz werden in einem Tagungsband und im
Magazins AMS ONLINE Advanced Mining Solutions
veröffentlicht.
Bitte richten Sie Ihre Vorschläge unter dem Stichwort
„BUS 2011“ bis zum 1. August 2010 an die angegebene
Kontaktadresse.
VERANSTALTUNGEN
Institut für Bergbau
17. Kolloquium
Bohr- und Sprengtechnik
21. und 22. Januar 2011
in Clausthal- Zellerfeld
call for papers
Sonstiges
Im Rahmen des Kolloquiums wird ebenfalls
eine Fachausstellung statt�nden. Hierzu stehen
Ausstellungs�ächen für 80 €/m² zur Verfügung.
Alle Beiträge des Kolloquiums werden in
einem Tagungsband sowie in dem Magazin
AMS ONLINE Advanced Mining Solutions veröffentlicht.
Tagungsgebühr
• Teilnehmer 250,-€ (zzgl. 19 % MwSt.)
• Bergbehörden 100,-€ (zzgl. 19 % MwSt.)
• Studenten 20,-€ (zzgl. 19 % MwSt.)
Die Tagungsgebühr beinhaltet:
• Tagungsmaterial
• Pausengetränke
• Mittagsimbiss an beiden Tagen
• Teilnahme am Bergmännischen Abend auf
dem Haus des Corps Montania (21.1.2011).
Zimmerreservierung
Bitte wenden Sie sich für Zimmerreservierungen
direkt unter dem Stichwort „BUS 2011“ an:
Hotel Goldene Krone (0 53 23) 93 00
Harzhotel zum Prinzen (0 53 23) 9 66 10
Landhaus Kemper (0 53 23) 17 74
Pension am Hexenturm (0 53 23) 13 30
Oder an die Tourist Information:
Telefon: (0 53 23) 8 10 24
Email: info@harztourismus.com
Internet: www.oberharz.de
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Ausgabe 02 | 2010
Fachtagung
Schüttgutfördertechnik
2010 mit Industrieausstellung
Aktuelle Fragestellungen und Lösungen
Donnerstag, 7. Oktober 2010
10:00 Begrüßung
Prof. Dr.-Ing. W. Günthner, Lehrstuhl fml, TU München
Themenblock 1:
Neues aus der Forschung
10:15 „Materialflussoptimierung mittels der ‘Diskreten Elemente Methode’“
DI Dr. mont. M. Prenner, Lehrstuhl für Fördertechnik und
Konstruktionslehre, Montanuniversität Leoben
10:45
11:15
11:45
„Simulation maschineller Erdbauprozesse“
Prof. G. Kunze, Dipl.-Ing. T. Grüning,
Professur für Baumaschinen und Fördertechnik, TU Dresden
„Ermittlung von Dimensionierungs- und Auslegungsvorschriften für
stark geneigte Hochleistungs-Schneckenförderer“
Dipl.-Ing. S. Rakitsch, Lehrstuhl fml, TU München
„Analyse der Zugkraftverteilung beim Multi-Disk-Reibungsantrieb“
Prof. Dr.-Ing. habil Béla Illés, Uni Miskolc
Themenblock 2:
Auslegung und Entwicklung
13:30 „Neue Dimensionen im Bereich der dynamischen Prüfung von
14:00
14:30
15:30
16:00
16:30
Stahlseilfördergurten“
Dipl.-Ing. S. Falkenberg, Institut für Transport- und
Automatisierungstechnik, Leibniz Universität Hannover
„Einsatzgerechte Auslegung und Optimierung von
Elastomerstützringen in Bandanlagen des Braunkohletagebaus“
Prof. Dr.-Ing. J. Scholten, Dr.-Ing. S. Helten, IBAF Engineering GmbH,
Bochum
„Pipe Conveyor“
BEUMER
Themenblock 3:
Neues aus der Industrie
„Moderne Getreideerfassungsbetriebe“
M. Eng., Dipl.-Wi.-Ing. FH P. Stefan, BayWa AG, München
„Leittechnische Migration - Systemintegration im laufenden
Produktionsprozess“
D. Müller, MIBRAG, Zeitz, J. Köhler, ABB, Cottbus
„Überwachung von Bandübergabestellen“
S. Zöbisch, Endress + Hauser Messtechnik, Weil am Rhein
Industrieausstellung
Im Rahmen der kostenfreien Industrieausstellung, die parallel
zur Tagung stattfindet, können Sie Ihr Unternehmen und neue
Produkte anhand von Exponaten einem breiten Publikum
präsentieren.
Veranstaltungsort:
Technische Universität München
Fakultät Maschinenwesen
Lehrstuhl für Fördertechnik Materialfluss Logistik (fml)
Boltzmannstraße 15
85748 Garching bei München
VERANSTALTUNGEN
Garching, 7. und 8. Oktober 2010
Freitag, 8. Oktober 2010
Themenblock 4:
Umweltverträglichkeit
09:00
09:30
10:00
10:30
„Schallemission von Bandanlagen und Lagerplatzgeräten im
Schüttgutumschlag, deren Vorausberechnung und Maßnahmen
zur Schallreduzierung“
R. Wirtz, ThyssenKrupp Fördertechnik, BU Materials Handling,
St. Ingbert
„Schallemission von Gurtförderern - Neue Erkenntnisse“
Dr.-Ing. A. Gladysiewicz, Artur Küpper GmbH & Co. KG, Bottrop
„Ermittlungsverfahren für Energieeffizienz und CO2 Emission der
unterschiedlichen Tagebautechnologien“
Dr.-Ing. V. Raaz, Dipl.-Ing. U. Mentges,
ThyssenKrupp Fördertechnik, Essen
„Vergleich verschiedener Schiffsentladesysteme bezüglich ihres
spezifischen Energieverbrauchs“
Dr. R. Mutschler, FLSmidth, Dipl.-Ing. C. Tilke, Lehrstuhl fml
Themenblock 5:
Komponenten der Fördertechnik
12:00 „Direktantriebe für Gurtförderer“
Dr.-Ing. T. Hellmuth, Siemens Industry, Erlangen
12:30
13:00
13:30
„Mehrfach-Verteiler zur kontinuierlichen Aufteilung eines
Fördergutstromes während der pneumatischen Förderung
(Auslegung, Berechnung, Betriebsverhalten)“
Dipl.-Ing. K. Schneider, KS-Engineering GmbH, Köln
„Erweiterung des Einsatzbereichs von konstant gefüllten
Turbokupplungen für Bandantriebe mit höheren Leistungen,
Bandlängen und Tonnagen - Referenzprojekt ‘TIA Maria leach pad
system’“
Dr. F. Hellinger, Voith Turbo GmbH & Co. KG, Crailsheim
„Innovation in der Gurtbandreinigung - Der neue HOSCH
Kopftrommelabstreifer HD01 - HD04“
Dipl.-Ing. E. Hell, HOSCH Fördertechnik, Recklinghausen
Weitere Informationen und Anmeldung online unter
www.fml.mw.tum.de/Schuettguttagung
Institut für
Logistik und Materialflusstechnik
Prof. Dr.-Ing. habil. Dr. h.c.
Friedrich Krause
Otto-von-Guericke-Universität Magdeburg
fml
Lehrstuhl für
Fördertechnik Materialfluss Logistik
Prof. Dr.-Ing. Dipl.-Wi.-Ing.
Willibald A. Günthner
Technische Universität München
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Institut für
Logistik und Materialflusstechnik
Prof. Dr.-Ing. habil. Dr. h.c.
Friedrich Krause
Otto-von-Guericke-Universität Magdeburg
Ausgabe 02 | 2010
Fachtagung
Schüttgutfördertechnik
2010 mit Industrieausstellung
Aktuelle Fragestellungen
und Lösungen
Garching, 7. und 8. Oktober 2010
fml
Lehrstuhl für
Fördertechnik Materialfluss Logistik
Prof. Dr.-Ing. Dipl.-Wi.-Ing.
Willibald A. Günthner
Technische Universität München
VERANSTALTUNGEN
ANMELDUNG A
Veranstaltungsort:
Technische Universität München
Fakultät Maschinenwesen
Lehrstuhl für Fördertechnik Materialfluss Logistik ( fml)
Boltzmannstraße 15
85748 Garching bei München
Anmeldung:
Bitte melden Sie sich im Internet zur Tagung an:
www.fml.mw.tum.de/Schuettguttagung
Anmeldeschluss:
Anmeldeschluss ist der 3. September 2010.
Bei Absage nach Anmeldeschluss sowie bei Nicht-Teilnahme ohne
Absage wird der halbe Tagungsbeitrag berechnet, sofern nicht ein
Ersatzteilnehmer gestellt wird. Absagen sind schriftlich oder per
Fax an die unten genannteAnschrift zu richten.
Teilnahmegebühr:
Die Teilnahmegebühr beträgt € 300,- zzgl. MwSt. bzw. ermäßigt
für Hochschulangehörige nur € 200,- zzgl. MwSt.
In dieser Gebühr sind inbegriffen:
Die Tagungsteilnahme, die Tagungsunterlagen, Mittagessen mit
Getränken,Abendveranstaltung sowie Pausengetränke.
Zahlungsmodalitäten:
Bitte überweisen Sie die Tagungsgebühr nach Erhalt der
Rechnung. Die Rechnung ist gleichzeitig dieAnmeldebestätigung.
Auskünfte:
Lehrstuhl für
Fördertechnik Materialfluss Logistik ( fml)
Technische Universität München
Boltzmannstr. 15
85748 Garching
Dipl.-Ing. Zuzana Cirkova
Telefon: 089 / 289 - 15929
E-Mail: cirkova@fml.mw.tum.de
Dipl.-Ing. Michael Mirlach
Telefon: 089 / 289 - 15939
E-Mail: mirlach@fml.mw.tum.de
Fax: 089 / 289 - 15922
Aktuelle Informationen finden Sie jederzeit auch auf der Internet-
Seite des Lehrstuhls fml unter: http://www.fml.mw.tum.de
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Mit
Auf
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VERLAG
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An den Wurmquellen 13 a
52066 Aachen | Deutschland
eMail: info@advanced-mining.com
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St.-Nr.: 201/5943/4085VST | USt.-ID: DE 262 490 739
GESCHäFTSFÜHRUNG
Minka Ruile
HERAUSGEBER
Prof. Dr.-Ing. habil. Hossein H. Tudeshki
Universitätsprofessor für Tagebau und
internationalen Bergbau
eMail: tudeshki@advanced-mining.com
REDAKTIONSTEAM
Prof. Dr.-Ing. habil. Hossein H. Tudeshki
Dr. Monire Bassir
Dipl.-Umweltwiss. Christian Thometzek
eMail: redaktion@advanced-mining.com
AUFBAU & LAyOUT
Dipl.-Umweltwiss. Christian Thometzek
eMail: Christian.thometzek@advanced-mining.com
BANKVERBINDUNG
Bank: Sparkasse Aachen, BLZ 390 500 00
Konto-Nr.: 1070125826
SWIFT: AACSDE33
IBAN: DE 27390500001070125826
GRAFISCHES DESIGN
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Dipl.-Des. Kerstin Graumann
Augustastr. 40 - 42
52070 Aachen | Deutschland
Tel.: +49 (0) 241 - 54 28 58
Fax: +49 (0) 241 - 401 78 28
eMail: kontakt@graumann-design.de
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Ausgabe 02 | 2010
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