КУРС ЛЕКЦИЙПроцессы открытых горных работ - Лекции - Процессы открытых горных работ

Лекции - Процессы открытых горных работ
скачать (163 kb.)

Доступные файлы (1):

Лекции.doc

863kb.

14.09.2004 10:57

скачать

содержание

Лекции.doc

1 2 3 4

КУРС ЛЕКЦИЙ

Процессы открытых горных работ

Основные понятия открытых горных работ.

Месторождение полезного ископаемого — естественное скопление полезного ископаемого в земной коре.

Месторождение является промышленным, если его разработка экономически целесообразна. Главными показателями промышленной ценности месторождений являются: запасы, качество, горно-геологические условия залегания полезного ископаемого, его географическое положение.

Полезные ископаемые — природные минеральные вещества, которые при современном уровне техники и экономики пригодны для промышленного использования. Полезные ископаемые бывают твердые (различные руды, уголь, алмазы и др.); жидкие (нефть, рассолы, вода) и газообразные (природные газы).

^ Пустая порода — горные породы, окружающие полезное ископаемое (вмещающие) или включенные в него, не являющиеся объектом извлечения полезных компонентов.

^ Горная масса — смесь полезного ископаемого с породой, получаемая в результате разработки месторождения как в смешанном виде, так и раздельно. К горной массе относится и порода, поступающая из капитальных и подготовительных выработок.

В результате ведения горных работ в толще земной коры образуются полости, которые называют горными выработками.

Руда — минеральное вещество, из которого целесообразно извлекать полезные компоненты при современном уровне техники и экономики. Необходимость последующей переработки руды для извлечения содержащихся в ней полезных компонентов отличает руду от других видов полезных ископаемых, которые могут использоваться в природном состоянии без переработки: уголь, торф, каменная соль и др.

Руды разделяют на металлические, в которых полезные компоненты представлены металлами, и неметаллические, в которых полезные компоненты представлены различными минералами, не содержащими металлов (апатит, слюда, графит и др.).

Металлические руды делятся на руды черных, цветных, редких и радиоактивных металлов.

^ Рудная масса—смесь руды с породой, которая попадает в руду в процессе выемки.

По морфологическому признаку рудные месторождения можно разделить на пластовые, пластообразные, столбообразные, линзообразпые, жильные, штокообразные и гнездоразные. Могут быть рудные тела и других форм.

Пластовые месторождения имеют стабильную мощность и четкие контакты с вмещающими породами. Они обычно осадочного происхождения.

Пластообразные месторождения характеризуются нестабильной формой и мощностью, различными углами падения. Обычно осадочного пли осадочно-метаморфического происхождения.

Линзообразные месторождения имеют форму линзы, различные размеры и углы падения.

Жильные месторождения могут быть простыми и сложными (с невыдержанными элементами залегания и нечеткими контактами с вмещающими породами) или состоящими из ряда тонких жил и множества прожилков.

Штокообразные месторождения представляют собой рудное тело неправильной формы и большого размера.

^ Штокверковое месторождение — месторождение неправильной формы, представляющее собой густую сеть различно ориентированных рудных прожилков, прорезывающих массу породы.

Гнездообразные месторождения состоят из мелких по размерам рудных тел (гнезд) неправильной формы. Промышленное значение имеют месторождения с большим количеством гнезд.

Рудные тела характеризуются обычно мощностью, углом падения, длиной по простиранию, глубиной распространения и площадью. По мощности они делятся на пять групп: очень тонкие, мощностью менее 0,7 м; тонкие 0,7—2,0 м; средней мощности 2—5 м; мощные 5—20 м; очень мощные более 20 м; по углу падения: на пологие—до 25 наклонные—от 25 до 45°; крутые —от 45 до 90°.

Расстояние между нижней и верхней границами месторождения по вертикали определяет глубину распространения рудного тела.

В большинстве случаев месторождение представлено не одним, а несколькими рудными телами, нередко нарушенными сбросами, сдвигами.

Важным фактором является характер контакта рудного тела с вмещающими породами. Контакт в одних случаях бывает выражен резко, и рудное тело имеет четкую границу с вмещающими породами. В других случаях переход от руды к пустой породе происходит постепенно, а границы промышленного оруденения можно установить только путем опробования руды на содержание полезного ископаемого.

^ ОСНОВНЫЕ ФИЗИКО-МЕХАНИЧЕСКИЕ ХАРАКТЕРИСТИКИ

РУД И ВМЕЩАЮЩИХ ПОРОД

Из физико-механических свойств наибольшее значение имеют крепость и устойчивость руды и вмещающих пород.

Крепость — величина, характеризующая сопротивляемость полезного ископаемого (породы), разрушаемого при добывании.

Под крепостью руд понимают совокупность таких физико-механических свойств, как твердость, вязкость, трещиноватость, слоистость. Крепость существенно влияет на выбор системы разработки, применяемых машин и механизмов и себестоимость добычи.

-Во всем мире широко применяется классификация горных пород по шкале крепости проф. М. М. Протодьяконова , созданная в нашем институту в 1914 году. Согласно этой классификации, все породы характеризуются коэффициентом крепости

где _сж - сопротивление пород одноосному сжатию, МПа.

В высшей степени крепкие (плотные кварциты и базальты) имеют наибольшее значение коэффициента крепости - 20. Плывуны, болотистый грунт, разжиженный лёсс - наименьшее (0,3).

Довольно мягкие породы хорошо разрушаются резанием и могут размываться струей воды под большим давлением.

Породы средней крепости режутся с трудом, для их отделения от массива требуется применение буровзрывных работ. В крепких породах отбойку ведут буровзрывным способом.

Большое влияние на устойчивость рудного массива и вмещающих пород оказывают трещиноватость и вязкость. От строения и крепости руды зависят крупность и количественное соотношение отбитых кусков (кусковатость).

Характеристика отбитой руды по процентному содержанию в ней кусков различных размеров выражается гранулометрическим составом: 0—100 мм —рудная мелочь; 100—300 мм —руда средней крупности; 300—600 мм —крупнокусковая; свыше 600 мм —весьма крупная.

Кондиционным куском руды принято называть кусок с максимально допустимым по параметрам применяемого оборудования размером от 300 до 700 мм. Куски руды, превышающие кондиционные размеры, называют негабаритами.

Руды, содержащие один полезный компонент, называют простыми, несколько компонентов—полиметаллическими. Простые руды: железные, марганцевые, медные, золотые и др. Полиметаллические: свинцово-цинковые, вольфрамо-молибденовые и др.

По ценности руды делят на богатые (высокосортные), средней ценности (рядовые) и бедные (низкосортные).

Минимальное содержание полезных компонентов, которое принимают за основу при установлении промышленного контура залежей, называется бортовым содержанием.

Анализ мировой минерально-сырьевой базы показывает, что основная часть разведанных запасов (до 70 %) почти по всем металлам представлена в настоящее время рудами средней ценности и бедными. Как правило, месторождения бедных руд являются более крупными по запасам, особенно в сравнении с богатыми. При разделении руд по ценности руководствуются существующими промышленными кондициями и сложностью технологии их обогащения.

Таким образом, ценность руд определяется содержанием в них полезных компонентов, наличием вредных примесей, обогатимостью и др.

Различают валовую и извлекаемую (промышленную) ценности руды. Валовая ценность определяется стоимостью полезных компонентов, содержащихся в 1 т руды.

Извлекаемая ценность определяется стоимостью полезных компонентов, извлеченных из 1 т руды в результате добычи и переработки.

^ Ценность руды — понятие относительное, оно меняется со временем. Например, изменение технологического процесса обогащения, приводящее к увеличению извлечения, может значительно повысить ценность руды. Ценность руды меняется также в зависимости от изменения цен на рынках минерального сырья.

Геологические запасы разделяют на балансовые н забалансовые.

^ Балансовые запасы—это запасы, которые удовлетворяют промышленным кондициям. Забалансовые запасы вследствие низкого содержания полезного компонента непригодны для использования в настоящее время.

В балансовые запасы включают промышленные запасы, подлежащие извлечению. В процессе разработки часть промышленных запасов теряется, эти потери называют эксплуатационными.

Кроме руды, при разработке полезных ископаемых извлекают пустые породы. Часть их выдается на поверхность отдельно, а часть, смешиваясь с рудой в процессе выемки,—совместно.

По степени изученности месторождения и его частей геологические запасы в нашей стране подразделяют на пять категорий: А₁, А₂ , В₁, С₁, С₂. Наиболее изученными по составу и технологическим свойствам, полностью оконтуренными горными выработками являются запасы категорий А₁ и А₂ .

Запасы категории В₁ оконтурены горными выработками и скважинами и изучены менее детально. Запасы категории С₁ примыкают к запасам категорий А и В, которые установлены на основе редкой сети скважин или отдельных горных выработок и в технологическом отношении изучены только предварительно.

Запасы категории С₂ подсчитываются на основании отдельных скважин, общего геологического прогноза и геофизических данных.

Разработка проектов горных предприятий и финансирование их строительства могут производиться только на основе подсчета балансовых запасов категорий А+В+С, в ряде случаев для сложных месторождений—на основе категорий В+С.

В процессе разработки месторождения часть его запасов теряется—остается в недрах неизвлеченной или поступает на поверхность в отвалы вместе с породой. Потери 2—3% разведанных запасов неизбежны при любом способе разработки. Обычно потери полезного ископаемого в процессе разработки составляют до 10%.

Кроме потерь при добыче происходит снижение качества добытого полезного ископаемого вследствие примешивания к нему вмещающих пород — разубоживание.

Потери ведут к росту затрат на разведку, подготовку и очистную выемку, а также к недополучению прибыли от потерянной части полезного ископаемого и к сокращению срока существования рудника .

Разубоживание вызывает рост непроизводительных затрат на добычу, транспортирование и переработку пустой породы, увеличение потерь полезного компонента при переработке разубоженной руды.

На горных предприятиях применяют два основных метода определения величины потерь: косвенный метод, основанный на определении потерь расчетным путем,—по разности между величиной погашенных (отработанных) балансовых запасов и количеством извлеченного полезного ископаемого; прямой метод, основанный на непосредственных измерениях величины потерь по видам их образования (в процессе добычи, переработки) .

Косвенный метод по сравнению с прямым имеет низкую достоверность—возможные относительные ошибки в определении величины потерь могут достигать 50 %. Он позволяет определять только суммарные потери за сравнительно большие промежутки времени.

Для подсчета потерь и разубоживания необходимо иметь расчетные показатели по подлежащим выемке балансовым запасам руды, количеству фактически добытой руды и примешанной к ней породы; содержанию полезных компонентов в погашенных балансовых запасах н добытой руде.

К основным показателям, характеризующим полноту использования запасов недр, относят показатели изменения качества руды и показатели полноты извлечения полезных ископаемых при добыче.

Одним из факторов, показывающим снижение качества полезного ископаемого, является коэффициент разубоживания Р, который принято выражать отношением количества примешанной породы В к общему количеству добытой рудной массы Д

.

Величина Д включает добытое из недр полезное ископаемое, примешанные при добыче забалансовые запасы и породу

,

где Б_п- количество потерянных балансовых запасов;

В - количество примешанных вмещающих пород.

Определить количество примешанной породы можно не всегда, поэтому величину разубоживания обычно выражают через снижение содержания полезного компонента в добытой руде по сравнению с содержанием в балансовых запасах. Тогда коэффициент разубоживания определяют по формуле

,

где с и а - содержание полезного компонента соответственно в балансовых запасах месторождения и в добытом полезном ископаемом.

Определенные по приведенным формулам значения Р равны, если примешанная порода не содержит полезного компонента.

Для полезных ископаемых, ценность которых определяется не содержанием полезных компонентов, а другими показателями качества (например, для строительных материалов), коэффициент изменения качества равен отношению валовой ценности 1 т добытого полезного ископаемого, к валовой ценности 1 т балансовых запасов месторождения.

Это отношение удобно также для выражения коэффициента изменения качества многокомпонентных руд и комплексных полезных ископаемых, если затруднен перевод содержания различных компонентов в условное содержание основного компонента.

Коэффициент потерь руды при добыче принято выражать отношением количества потерянных балансовых запасов Б_п количеству погашенных Б

.

Потери металла характеризуются коэффициентом потерь металла

,

где с_п- содержание металла в потерянных запасах.

Открытый способ разработки месторождений полезных ископаемых заключается в разработке горных пород и полезного ископаемого, слагающих месторождение, последовательными слоями с земной поверхности.

Совокупность горных выработок, образованных в процессе открытой разработки месторождений полезных ископаемых, носит название карьера (разреза)

Месторождение ( или часть его), разрабатываемого одним карьерным полем, называют карьерным полем.

Горные работы по выемке и удалению пород, покрывающих или вмещающих полезное ископаемое, открывающих к нему доступ, называются вскрышными работами.

Горные работы по извлечению полезного ископаемого называются добычными работами.

Разработка месторождения в границах карьерного поля производится горизонтальными слоями, поэтому профиль карьера имеет ступенчатую форму.

Слой толщи горных пород, разрабатываемый самостоятельными средствами рыхления, выемки и транспорта, называется уступом .

Часть уступа по высоте, разрабатываемая самостоятельными средствами рыхления и погрузки, но обслуживаемая транспортом, общим для всего уступа, называется подуступом.

Основными элементами уступа являются: площадки, о т к о с, бровки, забой.

Часть уступа по ширине, разрабатываемая средствами выемки и транспорта, называется заходкой. Торец или фронтальная часть заходки, являющиеся объектами горных работ, называются забоем. При разработке уступа несколькими выемочио-погрузочными комплексами заходка делится на отдельные блоки.

Совокупность площадок и откосов всех уступов образует борт карьера. Различают рабочий борт, на котором производятся вскрышные и добычные работы, и нерабочий борт, на котором горные работы закончены.

Площадки уступов, на которых располагается выемочпо-погрузочное и транспортное оборудование, называются рабочими площадками. Для повышения устойчивости нерабочего борта карьера и задержания осыпающейся породы между уступами оставляются площадки - предохранительные бермы . Если на бермах размещаются транспортные коммуникации, то их называют транспортными бермами.

Угол, образованный линией откоса борта карьера и проекцией этой линии на горизонтальную плоскость, называется углом откоса борта карьера.

Вскрытие карьерного поля осуществляется в период строительства карьера с помощью капитальных траншей. Для создания первоначального фронта горных работ на уступе и размещения горного и транспортного оборудования проходят разрезные траншеи.

Открытая разработка месторождений полезных ископаемых имеет следующие преимущества перед подземной: более высокая безопасность труда; производительность труда значительно выше, а себестоимость добычи 1 т полезного ископаемого намного ниже, чем при подземных разработках; лучшие технико-экономические показатели: сроки строительства карьеров меньше сроков строительства подземных рудников равной производительности, более высокие качественные показатели разработки месторождений и более полное извлечение полезного ископаемого из недр, более благоприятные условия для ведении селективной добычи полезного ископаемого.

Основными недостатками открытых горных работ являются: наносимый ущерб окружающей среде, связанный с необходимостью отчуждения значительных земельных площадей: воздушного и водного бассейнов районов разрабатываемых месторождений; зависимость от климатических и метеорологических условий; необходимость вложения больших капитальных затрат п короткие сроки при строительстве глубоких ( свыше 800 м) карьеров.

Деятельность горнодобывающей промышленности характеризуется непрерывным увеличением доли открытых разработок.

^ ЭТАПЫ И ПРОИЗВОДСТВЕННЫЕ ПРОЦЕССЫ

ОТКРЫТЫХ ГОРНЫХ РАБОТ

Разработка месторождений открытым способом делится на следующие этапы: подготовка поверхности карьерного поля — вырубка леса и корчевка пней, отвод русел рек и ручьев за пределы карьера, снос зданий и сооружений, перенос шоссейных и железных дорог, линий электропередачи и т.п. ; горно-капитальные работы в период строительства карьера заключаются в проведении капитальных траншей для обеспечения транспортного доступа к рабочим горизонтам карьера и разрезных траншей для создания первоначального фронта горных работ, удалении некоторого объема вскрышных пород для вскрытия запасов полезного ископаемого перед пуском карьера в эксплуатацию; горно-подготовительные работы в период эксплуатации карьера - в проведении горных выработок для вскрытия очередного рабочего горизонта; вскрышные и добычные работы.

Подготовка поверхности и осушение месторождения, горно-капитальные и горно-подготовительные работы выполняются последовательно в период строительства карьера. В период эксплуатации горно-подготовительные и вскрышные работы выполняются параллельно с добычными, опережая их в пространстве и времени.

Горно-подготовительные, горно-капитальные, вскрышные и добычные работы выполняются по определенной технологической схеме, включающей следующие производственные процессы: подготовка горных пород к выемке; выемочно-погрузочные работы; перемещение горной массы: разгрузка и складирование полезного ископаемого; отвалообразование.

Разнообразие горно-геологических условий месторождении требует различной механизации и технологии открытых горных работ.

Технология открытой разработки—совокупность горных работ и производственных процессов, обеспечивающих безопасную и экономичную добычу полезных ископаемых. В зависимости от применяемых средств механизации технология открытой разработки месторождений может быть: непрерывной (поточной), когда все технологические процессы выполняются непрерывно; цикличной, когда технологические процессы выполняются в последовательном повторении рабочих и холостых ходов; комбинированной (циклично-поточной), если в комплексе машин, выполняющих производственные процессы, используются машины цикличного и непрерывного действия.

Технология с использованием роторных (цепных) экскаваторов и конвейерного транспорта называется непрерывной; с применением одноковшовых экскаваторов, фронтальных погрузчиков н колесных видов транспорта—цикличной; при сочетании выемочно-погрузочных средств цикличного действия, грохотильно-дробильных агрегатов с конвейерным транспортом —циклично-поточной.

^ ОСНОВНЫЕ ПАРАМЕТРЫ КАРЬЕРОВ

КОЭФФИЦИЕНТЫ ВСКРЫШИ И МЕТОДЫ ИХ ОПРЕДЕЛЕНИЯ

Добыча полезных ископаемых открытым способом сопровождается удалением из контуров карьера определенного объема вскрышных пород. Количество вынимаемой пустой породы, приходящееся па единицу добываемого полезного ископаемого, называется коэффициентом вскрыши. В зависимости от единиц измерения различают коэффициенты вскрыши объемные ( м³/ м³ ) ; весовые ( т / т ); смешанные ( м³/ т ).

В практике проектирования и эксплуатации карьеров наиболее широко используют коэффициенты вскрыши: средний, эксплуатационный, текущий, контурный и граничный.

Средним коэффициентом вскрыши k_ср называется отношение общего объема пустых пород в конечных контурах карьера V_в к отрабатываемым запасам полезного ископаемого V_и в этих же контурах:

, м³/ м³

Эксплуатационный коэффициент вскрыши выражает отношение объемов пустых пород V_в^с к запасам полезного ископаемого V_и^с отрабатываемым за период эксплуатации карьера:

, м³/ м³

Текущий коэффициент вскрыши выражает отношение объема пустых пород V_тв к запасам полезного ископаемого V_ти , отрабатываемым в определенный период времени (год, квартал, месяц)

, м³/ м³

Контурный коэффициент вскрыши определяет отношение объемов пустых пород V_в к извлекаемым запасам полезного ископаемого V_и , прирезаемым к карьеру при расширении его контуров в плане или при его углублении

, м³/ м³

Граничным коэффициентом вскрыши называется максимально допустимый коэффициент вскрыши по условиям экономичности открытых горных работ на данном месторождении. Он определяет максимально допустимый объем вскрыши, который может быть удален из карьера для добычи единицы полезного ископаемого. Величина граничного коэффициента вскрыши определяется па основании сравнения допустимой себестоимости полезного ископаемого С_д и полной себестоимости полезного ископаемого при открытом способе разработки месторождения С_п.

Себестоимость полезного ископаемого, добытого открытым способом, руб./ м³

,

где З_д— затраты на добычу полезного ископаемого (без учета затрат на вскрышные работы), руб./ м³ ; З_в— затраты на выемку пустых пород, руб./ м³;

k_в — коэффициент вскрыши, м³/ м³ .

Экономичность открытого способа разработки месторождения обеспечивается, если С_пС_д . При С_п=С_дk_в = k_г . В этом случае граничный коэффициент вскрыши

,

При определении граничного коэффициента вскрыши в качестве допустимой себестоимости может приниматься прогнозируемая цена полезного ископаемого на рынках минерального сырья или полная себестоимость подземной разработки данного месторождения.

^ СПОСОБЫ ПОДГОТОВКИ ГОРНЫХ ПОРОД К ВЫЕМКЕ

ОБЩИЕ СВЕДЕНИЯ

Подготовка горных пород к выемке производится в целях обеспечения безопасности горных работ, необходимого качества добываемого сырья, технической возможности и наилучших условий применения средств механизации последующих процессов. Подготовка включает: обеспечение устойчивости откосов уступов; осушение горных пород, подлежащих извлечению в данный период разработки; разупрочнение и изменение их агрегатного состояния; разрушение (разрыхление) породного массива и другие виды воздействия на горные породы для облегчения их выемки.

Подготовка к выемке может осуществляться механическими способами (исполнительными органами горных машин), гидравлическими способами (нагнетанием, насыщением водой, растворением) , физическими способами (электромагнитным н термическим воздействием), химическим, комбинированными и взрывным способами. Выбор способа подготовки горных пород к выемке зависит прежде всего от вида, агрегатного состояния и свойств пород в массиве, мощности предприятия, наличных технических средств, предъявляемых требований к качеству добываемого сырья, а также от природных условий ведения работ. Затраты на подготовку к выемке составляют от 5 до 40 % общих затрат на горные работы.

Выемка мягких, песчаных н естественно мелкоразрушенных пород успешно производится всеми видами выемочно-погрузочного оборудования. При этом подготовка совмещена с выемкой и производится одними и теми же средствами механизации.

Выемка плотных пород также может осуществляться непосредственно из массива выемочными машинами с повышенными усилиями копания. Если усилия, развиваемые выемочными машинами, недостаточны, производится подготовка таких пород к выемке, которая заключается в их предварительном механическом рыхлении или взрывании на сотрясение. В мерзлом состоянии эти породы только при небольших отрицательных температурах могут разрабатываться непосредственно выемочными машинами с повышенными усилиями копания. Как правило, в этих условиях требуется подготовка к выемке механическим или взрывным способом или предварительное оттаивание. Используются также методы предохранения пород от промерзания.

Подготовка горных пород к выемке в зимних условиях включает комплекс мероприятий по предотвращению промерзания пород, рыхлению мерзлых пород и приведению их в талое состояние (оттаивание). Для предохранения пород от промерзания используют вспашку, глубокое рыхление и боронование поверхности разрабатываемого зимой слоя, создают над ним снеговой или искусственный льдовоздушный покров, а также утепляют поверхность теплоизоляционными материалами или устраивают специальные навесы и тепляки, производят химическую обработку пород. Выбор способа предохранения определяется в первую очередь глубиной промерзания пород, которая зависит от температуры воздуха, длительности промерзания, направления и скорости ветра, а также от свойств и состояния горных пород.

Вспашка, рыхление и боронование поверхности позволяют уменьшить теплопроводность породы благодаря образованию в ней рыхлого слоя. Вспашку и рыхление производят специальными плугами или рыхлителями па глубину 0,3 - 0,4 м, а боронование—на глубину до 0,2 м. Применяют также глубокое (на 1—1,8 м и более) рыхление пород экскаваторами, что уменьшает глубину их промерзания в 2—3 раза. Часто производят снегозадержание посредством снежных валов или снегозадерживающих щитов, ряды которых располагают перпендикулярно к господствующему направлению ветра на расстоянии друг от друга не более 15-кратной высоты вала. За зимний период щиты переставляют 2 — 5 раз. Для снегозадержания на площади 1 га требуется 60—100 щитов. Теплоизоляционные свойства снега иногда улучшают путем периодического дождевания его поверхности. Создаваемый ледяной покров препятствует конвекции.

Для предохранения от промерзания россыпей площадь, обвалованную бульдозерами (высота вала до 1,5 м), осенью заливают слоем воды 0,8—1,5 м для создания ледяного покрова. При глубине промерзания более 0,6—0,8 м необходимо утеплять породу дополнительно теплоизоляционными материалами: мхом, опилками, шлаком, углем, минеральной ватой, минеральным войлоком и др.

В связи с постепенным увеличением в зимний период глубины промерзания пород при определении толщины слоя утеплителя должно учитываться время разработки блока уступа. Применение искусственных утеплителей позволяет свести до минимума, а иногда и совсем предотвратить промерзание горных пород. Предварительное рыхление пород экскаваторами на глубину до 1,2 м, боронование па глубину 0,15 м и утепление площадок и откосов уступов слоем некондиционного угля толщиной 0,15—0,2 м позволяет на карьерах уменьшить промерзание пород в 3,5—4 раза и обеспечить работу многоковшовых экскаваторов на вскрышных уступах в зимний период. Известны случаи утепления уступов в песчано-гравийных породах и глинах, промерзающих на глубину 2,5—3 м, слоем пенопласта толщиной 0,2—0,25 м, а также вскрышными породами.

Для предохранения от промерзания как мягких, так и разрушенных пород в настоящее время применяются пенолед и замороженная пена. Для получения пены могут быть использованы алкидсульфат, вода и сжатый воздух. Слой замороженной при температуре ниже -15°С пены толщиной 0,15—0,2 см, равномерно наносимый с помощью пеногенераторной установки на поверхность любой конфигурации, затем дополнительно еще 3—5 раз покрывают пеной для образования защитной пенистой корки льда толщиной 3—4 мм.

Химическая обработка песчано-глинистых пород хлористыми солями натрия или калия заключается в рассыпании в сухом виде этих солей в измельченном состоянии (менее 30—40 мм) после предварительной планировки поверхности, вспашки на глубину 20—30 см при наличии уклона (для предотвращения смыва раствора). Покрытие поверхности производится параллельными полосами, расстояние между которыми не превышает 0,7 м.

^ ОТТАИВАНИЕ МЕРЗЛЫХ ПОРОД

Оттаивание может осуществляться путем электрообогрева, поверхностного пожога, с помощью горячих газов, пара, воды, при сжигании термохимических патронов и т. п.

Электрообогрев может быть глубинным или поверхностным, низко- или высокочастотным.

При глубинном электрообогреве переменным током промышленной частоты напряжением 12—380 В электроды размещают в шнурах, пробуренных па глубину промерзания породы по квадратной или шахматной сетке на расстоянии 0,5—0,7 м один от другого. Электрическая цепь замыкается по талой породе под мерзлым слоем. В результате нагрева талой породы н передачи тепла вышележащим слоям происходит их постепенное оттаивание снизу вверх.

При поверхностном электрообогреве полосовые электроды в виде сеток из тонкой медной проволоки, длина которых равна наклонной высоте уступа, укладывают на его откос. Питание осуществляется от генератора высокочастотных колебаний.

Поверхностный пожог (сжигание слоя угля толщиной 0,2— 0,35 м на поверхности слоя мерзлых пород) иногда используется па карьерах по добыче глин: промерзшая до глубины 2 м глина полностью оттаивает в течение 6—10 дней.

Для поверхностного оттаивания пород газообразным топливом используются горючие газы, поступающие в карьер по газопроводу или доставляемые в баллонах. Оттаивание паром производится с помощью паровых игл (стальных труб внутренним диаметром 19—22 мм и длиной 1,7—-3 м), вставляемых в шпуры или забиваемых в породы по мере их оттаивания на расстоянии 2—2,5 м друг от друга. Используется насыщенный пар с температурой 102—110°С под давлением 0,2—0,5 МПа, Продолжительность оттаивания тяжелых глин 4--6 ч, расход пара на 1 м³ мерзлоты составляет приблизительно 20—30 кг. Достоинство способа—относительная экономичность, недостаток—увлажнение пород, способствующее их повторному замерзанию.

Подобным же образом осуществляется оттаивание горячей водой. Оттаивание речной водой производят посредством нагнетания ее по погружаемым в мерзлые породы трубчатым иглам, проведения дренажных канав или дождевания. Оно может производиться также при естественном просачивании ее из расположенной на возвышенной части массива оросительной канавы в расположенную ниже на расстоянии 70—150 м дренажную канаву глубиной до 2—3 м. От оросительной могут проводиться поперечные канавы глубиной до 0,7 м, оканчивающиеся в 30— 50 м от дренажной.

При водооттаивании дождеванием распыленная стационарной или передвижной дождевальной установкой вода просачивается через верхний талый слой пород под уклон и, отдавая тепло нижележащему слою мерзлоты, постепенно понижает ее уровень.

Гидрооттаивание и парооттаивание широко применяют на разработках россыпей в районах многолетней мерзлоты. Оттаивание определяют с помощью щупов и замеров температуры или электросопротивления в контрольных иглах и скважинах. При разработке многолетней мерзлоты интенсифицируют естественное оттаивание.

^ МЕХАНИЧЕСКОЕ РЫХЛЕНИЕ

Механическое рыхление пород осуществляется прицепными или навесными рыхлителями, в которых масса тягача используется для заглубления рабочего органа рыхлителя. Глубина рыхления прицепными рыхлителями достигает обычно 0,4—0,5 м, а навесными— 1,5—2 м. На открытых разработках наиболее успешно применяются навесные рыхлители тяжелого типа на тракторах мощностью более 250 кВт. Рыхлители могут иметь до пяти зубьев с цельными или составными наконечниками. Для подготовки полускальных пород применяют однозубые рыхлители, а в плотных породах целесообразнее использовать многозубые рыхлители для увеличения их производительности. Навесные рыхлители имеют гидравлическую систему изменения глубины рыхления. Рыхление мало и среднетрещиноватых полускальных пород производят зубьями с прямыми стойками. Для рыхления хрупких и сильнотре-щиноватых пород используют зубья сложной формы.

К параметрам рабочего органа рыхлителя относятся : угол резания , угол заострения , задний угол  толщина и длина зуба, расстояние между зубьями.

Сила резания рыхлителя зависит от угла рыхления. Оптимальный угол рыхления при полускальных и мерзлых породах составляет 30—45". Увеличение его от 40 до 60° удваивает лобовое сопротивление зубу.

Угол заострения наконечников - 20—30°. Он принимается таким, чтобы при любом заглублении зубьев задний угол был больше 10° при рыхлении мерзлых и 5—7° при рыхлении скальных и полускальных пород. Уменьшение угла  ведет к смятию породы задней гранью наконечника, увеличению его износа и сопротивления породы рыхлению.

При движении рыхлителя порода разрушается в границах трапециевидной прорези.

В монолитных породах в нижней части прорези образуется щель , ширина основания которой близка к толщине наконечника зуба, а высота (0,15— 0,2) величины заглубления зуба рыхлителя. Угол наклона боковых стенок прорези к изменяется от 40 до 60° в зависимости от трудности разрушения пород и параметров наконечника. Рыхлимость пород определяется возможным заглублением зуба рыхлителя и зависит от мощности, развиваемой рыхлителем, прочности пород и трещиноватости массива. Рыхление монолитных пород происходит в основном за счет преодоления сопротивления их растяжению, а трещиноватых пород—сцепления по контактам структурных блоков. В результате их отрыва породы интенсивно разрушаются в пределах заглубления зуба. При естественной трещиноватости или развитой слоистости пород, а также при увеличении мощности рыхлителя эффективность механического рыхления возрастает.

Под воздействием рабочего органа рыхлителя в горных породах возникает сложное напряженное состояние, представляющее собой комбинацию сил сжатия и растяжения. Как в монолитных, так и в трещиноватых массивах при рыхлении нарушается связность горных пород, характеризующаяся величиной сцепления .

Величина напряжений, создаваемых на рабочем органе, зависит от значения усилия на крюке базовой машины, глубины рыхления и конструктивных размеров зуба рыхлителя. В свою очередь, усилие на крюке связано со скоростью рыхления, тяговой характеристикой базовой машины. Учитывая это, основные параметры—скорость и глубина рыхления—не могут приниматься произвольно, а должны рассчитываться по тяговой характеристике базовой машины.

Рыхление породного массива производится при параллельных смежных проходах рыхлителя на горизонтальной или наклонной площадке. В результате создается слой разрушенной породы. При рыхлении наклонными слоями (до 20°) максимальное использование тяговых усилий достигается при рабочем движении его под уклон и холостом перегоне машины вверх. Рыхление горизонтальными слоями производится при рабочих проходах рыхлителя по челноковой схеме.

Расстояние между смежными проходами устанавливается из условия обеспечения требуемой кусковатости и достаточной глубины рыхления массива. Между смежными прорезями в нижней части сечения образуются «целики»—золы неразрыхленной породы, затрудняющие выемку горной массы. Глубина эффективного рыхления меньше заглубления зуба и составляет (0,5— 0,7) этого заглубления. В связи с этим целесообразны дополнительные перекрестные проходы рыхлителя перпендикулярно или диагонально первоначальным проходам для разрушения целиков и обеспечения лучшей кусковатости горной массы.

Рыхлимость породы зависит от взаимного направления рыхления и системы трещин. Наиболее эффективно рыхление поперек направления основной трещиноватости. При рыхлении слоистых полускальных пород наиболее сложным является первоначальное заглубление зуба. Для облегчения заглубления многократным проходом рыхлителя или взрывным способом создают «передовой врез» на необходимую глубину поперек намечаемых параллельных проходов рыхлителя.

При полном использовании возможной глубины рыхления оптимальное расстояние между смежными проходами рыхлителя определяется из условия достижения максимального объема подготовки горной массы за один проход.

Производительность рыхлителей в плотных породах достигает 1000—1500 м³/ ч; она существенно зависит от длины параллельных резов, которую целесообразно принимать в пределах 100—300 м.

Механическое рыхление позволяет облегчить раздельную выемку маломощных горизонтальных и наклонных (до 20°) пластов, эффективно регулировать кусковатость горной массы, уменьшить потерн и разубоживание полезного ископаемого благодаря отсутствию развала и перемешиванию пород, минимально переизмельчать и разупрочнять горные породы (что особенно важно при добывании строительных горных пород), повысить безопасность работ. Вместе с тем при механическом рыхлении мощность разрыхленного слоя невелика, что затрудняет непосредственную экскаваторную выемку.

Рыхлители могут успешно применяться при разработке угля, фосфоритных и апатитовых руд, сланцев, песчаников, полускальных известняков, а также маломощных слоев скальных сильно- и чрезвычайно трещиноватых руд и пород. Механическое рыхление эффективно при гидравлической разработке тяжелых глинистых пород, разработке мерзлых пород и при вспомогательных работах (проведение дренажных канав, выкорчевывание пней и др.). Хорошее качество подготовки и небольшая мощность разрыхленного слоя позволяют вести выемку горной массы скреперами, бульдозерами и погрузчиками.

^ ПОДГОТОВКА СКАЛЬНЫХ ПОРОД ВЗРЫВОМ

Взрывание широко применяется в карьерах для разрушения полускальных и скальных пород. Практически оно является единственным способом подготовки скальных пород к выемке. От организации и качества взрывных работ в значительной степени зависят производительность всего карьерного оборудования и затраты на горные работы. Взрывные работы должны обеспечивать: требуемую степень дробления горных пород для последующих технологических процессов добычи и переработки; требуемые качество и сортность взорванного полезного ископаемого, достижение в необходимых случаях избирательного дробления пород различной трудности разрушения; минимальное отклонение отметок и размеров площадок и уступов, их формы от проектных значений; заданные форму и угол откоса уступа, возможность безопасного бурения и заряжания последующих скважин; проектные размеры и форму развала взорванных пород, удобные для выемочно-погрузочных работ, необходимую дальность и направление перемещения пород, особенно при сбросе в выработанное пространство; допустимое по нормам сейсмическое воздействие взрыва и максимальную сохранность окружающих сооружений и породного массива за конечными контурами карьера и соблюдение заданного угла погашения его борта; достаточный объем взорванных пород для бесперебойной и высокопроизводительной выемки и погрузки; высокую безопасность, экономичность и производительность горных работ.

Выполнение перечисленных технических требований к взрывам обеспечивается правильным выбором метода, параметров, порядка взрывания и организации взрывных работ, т. е. рациональной технологией взрывных работ, которая должна быть тесно увязана со всеми работами в карьере. Для этого необходимы составление проектов ведения буровых и взрывных работ, правильное заряжание скважин, применение требуемых условиями ВВ и др. Предпосылкой улучшения качества дробления является равномерное распределение ВВ в массиве. Обычно взрывные работы в карьере ведут в две стадии. На первой стадии при отделении породы от массива осуществляется первичное дробление, на второй —дополнительное (вторичное) дробление негабаритных кусков, выравнивание подошвы уступа, обрушение нависей, заколов и т.д.

Ведение работ в две стадии не следует считать нормальным: необходимость в этом возникает вследствие недостаточно эффективного проведения первичного взрывания.

Метод взрывания характеризуется размещением зарядов ВВ по отношению к объекту дробления, формой и размерами зарядов . Он определяет результаты и эффективность взрывов и общую организацию работ по подготовке пород к выемке.

^ ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЕ ОСНОВЫ БУРОВЫХ РАБОТ

Цель бурения—создание в породном массиве скважин и шпуров. Бурение скважин — трудоемкий и дорогостоящий процесс, особенно в скальных весьма трудно- и породах.

Эффективность бурения взрывных скважин определяется скоростью бурения.

Бурение скважин и шнуров на карьерах производится специальными породоразрушающими (буровыми) машинами, разделяемыми на две группы: механического воздействия на забой скважины (ударное, вращательное н ударно-вращательное бурение); физических методов воздействия на забой скважины (термическое, гидравлическое, взрывное бурение и др.).

Ударное бурение осуществляется станками ударно-канатного и шарошечного бурения. Станки ударно-канатного бурения широко применяли на карьерах для бурения взрывных скважин диаметром 200— 300 мм до начала 60-х годов. В настоящее время они полностью заменены более производительными станками шарошечного и пневмоударного бурения и применяются только для бурения водопонизительных и других технологических скважин диаметром 300—600 мм и глубиной 60 м и более, а также для специального бурения при добывании блоков камня.

Пневматические бурильные молотки (ручные и колонковые) применяются для бурения шпуров диаметром 32— 40 и 50—75 мм в скальных породах. Ручные иногда, а колонковые всегда используются в сочетании с пневмоподдержками, колонками, самоходными каретками. Станки шарошечного бурения в последние двадцать лет получили наибольшее распространение при бурении скважин диаметром 160—320 мм и глубиной до 35 м породах с коэффициентом крепости по Протодьяконову f = 8-14. Основные их достоинства—высокая производительность (20—150 м/смену) непрерывность процесса бурения, возможность его автоматизации; недостатки—большая масса станков и малая стойкость долот в труднобуримых породах.

Вращательное бурение скважин осуществляется станками шнекового и алмазного бурения. Бурение шпуров, в основном в негабаритных кусках, может производиться электросверлами.

Станки шнекового бурения широко применяют для бурения вертикальных н наклонных скважин диаметром 125—160 мм н глубиной до 25 м в породах с f = 4-6, главным образом на угольных разрезах (уголь, аргиллиты, мягкие известняки) и при разработке непрочных строительных пород (мергель, мягкий известняк и др.). Производительность их 15—120 м/смену. Станки характеризуются простотой эксплуатации, при их работе обеспечиваются благоприятные санитарные и экологические условия. Ударно-вращательное бурение станками с погружными пневмоударниками применяется для бурения скважин диаметром 100—200 мм и глубиной до 30 м при разработке строительных горных пород с f = 8-20 , в гидротехническом строительстве, на рудных карьерах производственной мощностью до 4 млн. м³/год, а также при вспомогательных работах на крупных рудных карьерах (заоткостка бортов, выравнивание подошвы уступов и др.) Эти станки целесообразно применять и при бурении высокоабразивных весьма и исключительно труднобуримых пород с f = 20. Производительность их составляет 10—35 м/смену. Затраты на обуривание 1 м³ породы в 1,5—2,5 раза выше, чем при шарошечном бурении пород при f <14. Буровые станки конструктивно просты; возможно многошпиндельное бурение. Основные их недостатки; малая стойкость буровых коронок, низкая производительность и большое пылеобразование.

Термическое (огневое) бурение вследствие его избирательности получило распространение при бурении скважин диаметром 250—360 мм и глубиной до 17—22 м главным образом в весьма и исключительно труднобуримых кварцсодержащих породах (f >10). Оно может успешно применяться в породах с f = 10-16. Хрупкое разрушение пород происходит в результате нагрева забоя скважины сверхзвуковыми раскаленными струями и появления термических напряжении, превышающих предел прочности минерального образования.

Возможность термического расширения диаметра заряжаемой части скважин (до 400—500 мм) позволяет сократить объем бурения в сильнотрещиноватых породах за счет увеличения расстояния между скважинами. Производительность в хорошо термобуримых породах достигает 12—15 м/ч. В трудно термобуримых породах этим способом эффективно расширение скважин, пробуренных шарошечными станками. Технология бурения обусловливает последовательность выполнения операций для образования скважин. При обуривании блока породного массива в общем случае выполняются следующие операции: установка станка на заданной отметке, непосредственно бурение, наращивание бурового става по мере углубления скважины, разборка бурового става, замена изношенного инструмента, переезд станка к отметке следующей скважины. Бурение скважины является прерывным процессом и включает ряд повторяющихся операций.

Техническая скорость зависит от буримости горной породы, конструкции и типа бурового инструмента, нагрузки на буровой инструмент, частоты вращения его, способа и условий удаления буровой мелочи. Режим бурения характеризуется величиной развиваемых усилий, частотой ударов и вращения рабочего инструмента и удалением буровой мелочи. Каждый вид бурения характеризуется своими возможными параметрами режима бурения.

Технология ударно-канатного бурения скважин состоит в следующем. Буровой снаряд массой 0,8—3 т периодически поднимается и почти свободно падает на забой скважины. После каждого удара снаряд (и лезвие долота) посредством канатного замка поворачивается на некоторый угол, что обеспечивает равномерное разрушение породы но всей площади забоя скважины. Продукты разрушения смешиваются с водой, периодически или постоянно подливаемой в скважину, и образуют буровой шлам. Последний периодически удаляется из скважины желонкой.

Скорость ударно-канатного бурения определяется прежде всего массой бурового снаряда, величина которой составляет 2700—2900 кг. Очистка скважин от шлама производится через 0,6—1 м бурения; при этом в весьма труднобуримых породах интервал минимален.

Ударное бурение шпуров в карьерах осуществляется ручными и колонковыми бурильными молотками, масса которых соответственно равна 10—30 и 40—70 кг, давление сжатого воздуха 0,5 МПа, диаметр шпура 36—46 и 46—75 мм, глубина бурения 3—4 и 8—15 м.

Бурильные молотки снабжаются сжатым воздухом, как правило, от передвижных компрессоров , максимальное давление сжатого воздуха составляет 0,6—0,7 МПа, масса 1—6 т. Приводом компрессорных станций являются двигатели внутреннего сгорания или электродвигатели. Технология шнекового бурения состоит в образовании взрывных скважин коронками режущего типа (резцами) под воздействием усилия подачи и вращения бурового става. Передача резцу крутящего момента и усилия подачи, а также удаление буровой мелочи из забоя обеспечиваются шнековыми штангами с ребордами винтовой формы.

Основными технологическими операциями шнекового бурения скважины являются: собственно бурение, наращивание и разборка бурового става, состоящего из отдельных штанг. Усилие подучи на резец и подача последнего на забой скважины осуществляются как под действием массы вращателя и бурового става (станок СБР-125), так и принудительно (СБР-160). Ход станка СБР-125—шагающий, а СБР-160 и СБР-200 — гусеничный.

Резцы имеют лезвия, армированные вставками твердого сплава . Форму режущих лезвий выбирают в зависимости от буримости пород и диаметра скважин. В плотных пластичных породах применяют резцы типа «рыбий хвост» (рис. а). При f=4 эффективнее резцы со сменными зубьями (рис. б); режущие элементы легко заменяются, а стойкость резца достигает 1000 м и более. В породах с f=3-5 успешно применяют резцы с прерывистым лезвием в виде впаянных (рис. в) или сменных (рис. г) элементов твердого сплава. Для бурения хрупких и трещиноватых пород применяют резцы с криволинейными режущими лезвиями (рис.д) и иногда кольцевые резцы с двумя режущими элементами (рис. е). Использование резцов торцового резания с передним отрицательным углом (рис.ж), требующих больших усилий и частоты вращения, позволяет расширить область шнекового бурения и применять его в породах с f до 7.

Для лучшей очистки скважин от буровой мелочи рекомендуется к спиралям шнека по центральной трубе подавать сжатый воздух (шнеко-пневматическая очистка). Режим шнекового бурения характеризуется усилиями подачи, частотой вращения бурового инструмента и эффективностью удаления продуктов разрушения.

Шарошечное бурение осуществляется долотами, имеющими в качестве разрушающего органа конусообразные шарошки с фрезерованными зубьями (зубчатые долота) или штырями, армированными твердыми сплавами (штыревые долота). При вращении долота шарошки наносят зубьями (штырями) удары по забою скважины. Отколовшиеся частицы породы удаляются из забоя скважины сжатым воздухом или воздушно-водяной смесью. По массе и развиваемому усилию подачи станки шарошечного бурения подразделяются на легкие (масса до 40 т, усилие подачи до 200 кН, диаметр скважины 150—220 мм, рациональная область применения—породы с f=6-10), средние (масса до 65 т, усилие подачи до 350 кН, диаметр скважины 220—270 мм, f=10—14) и тяжелые (масса до 120 т усилие подачи до 700 кН, диаметр скважины 320—400 мм, f>14). К станкам легкого типа относятся СБШ-160, к станкам среднего типа—2СБШ-200Н, ЗСБШ-200, СБШ-250МН; к станкам тяжелого типа — СБШ-320, СБШ-400. Станок СБШК-400 предназначен для бурения пород с f<10.

Последовательность и продолжительность операций бурения скважин зависят от кинематической схемы вращательно-подающего механизма бурового станка.

Зубчатые долота типа С, СТ и Т имеют фрезерованные зубья клиновидной формы с боковыми гранями, армированные твердым сплавом. В диапазоне типов С—Т постепенно увеличиваются общее число и угол заострения зубьев (от 30— 35 до 50—60°) с одновременным уменьшением их шага и высоты. Вооружение долот типов ТЗ, ТКЗ, К и ОК выполнено в виде запрессованных в тело шарошек твердосплавных зубьев (штырей) клиновидной формы (ТЗ), полусферической формы (К, ОК) или с чередованием на каждом венце штырей указанных форм (ТКЗ). У долот этой группы с переходом от типа ТЗ к типу ОК также увеличивается число штырей, а высота и шаг уменьшаются. Долота типа ТК имеют комбинированное вооружение — с чередованием фрезерованных и твердосплавных зубьев на каждом венце или по отдельным венцам. Стойкость долот ОК составляет 100—150 м в породах с f=14-16.

Доводить долото до полного затупления нецелесообразно, так как при этом средняя скорость бурения снижается на 7— 10 %. Рациональную стойкость долота можно определить по условию минимума затрат на бурение 1 м скважины с учетом вспомогательных операций.

В настоящее время на карьерах для бурения скважин диаметром от 105 до 160 мм применяют различные станки с погружными пневмоударниками (СБУ-125, СБУ-100Г, СБУ-100П, и др.). Рабочим органом станка является погружной пневмоударник. С помощью клапанного устройства сжатый воздух, поступающий по буровой штанге, приводит в поступательно-возвратное движение ударник, наносящий удары по хвостовику буровой коронки. Частота ударов составляет 28—41 в секунду. Одновременно вместе со штангой вращается пневмоударник; вращатель расположен вне скважины. Буровая мелочь удаляется из скважин воздушно-водяной смесью или сжатым воздухом.

Основным показателем работы пневмоударников является эффективная удельная энергия удара (на 1 см диаметра долота) для достижения постоянной скорости бурения при различном диаметре скважины.

При пневмоударном бурении доля затрат па буровой инструмент составляет 30—35%. Буровые коронки имеют диаметр 85—105, 155—160 и 160—200 мм. По числу разрушающих лезвий различают коронки однодолотчатые (зубильного типа), трехперые, крестовые, Х-образные и штыревые, а по расположению лезвий—одно-, двухступенчатые (с опережающим лезвием) и многоступенчатые. Коронки армируются призматическими и цилиндрическими вставками твердого сплава и имеют центральную, боковую или периферийную продувку.

Наибольшее усилие подачи на породу обеспечивают одноступенчатые долотчатые коронки благодаря минимальной длине лезвия. Но эти коронки интенсивно изнашиваются по высоте и диаметру. При бурении малотрещиноватых пород применяют трехперые коронки (рис. а) диаметром 85—105 мм, а трещиноватых пород—крестовые коронки диаметром 155 мм (рис. б); эти коронки имеют опережающие лезвия.

Чтобы предотвратить заклинивание бурового става вследствие обвалов стенок скважины или вывалов отдельных породных кусков, применяют конический разбурник с зубьями с наплавленным слоем релита толщиной 3—4 мм. Разбурник устанавливают между пневмоударником и штангой широким концом конуса вниз, разбуривание можно вести во время подъема става.

Термическое бурение скважин осуществляется самоходными огнеструйными буровыми станками, имеющими вращающийся термобур с горелкой; вращением термобура достигается периодическое нагревание всей площади забоя скважины диаметром 220—250 мм .

Основными технологическими операциями термического бурения являются: зажигание горелки; собственно бурение, заключающееся в подаче вращающегося термобура на забой; расширение при бурении нижней части скважины (при создании котловой полости) или по всей длине заряжаемой ее части и очистка скважины.

В огнеструйной горелке смешиваются горючее и окислитель и образуются высокотемпературные газовые струи, которые, проходя через сопловой аппарат со сверхзвуковой скоростью, направляются на забой скважины. Охлаждение горелки и пылеподавление осуществляются водой и сжатым воздухом. При использовании в качестве окислителя сжатого воздуха рациональны односопловые горелки , позволяющие повысить концентрацию газового потока. Двух- и трехсопловые горелки применяют при окислителе—газообразном кислороде. Стойкость горелок обычно составляет 800— 1000 м.

При термическом бурении хорошо разрушается ограниченное количество в основном кварцсодержащих пород. Поэтому его самостоятельное применение оказалось неэффективным. При термическом расширении зарядной части скважины, ранее пробуренной шарошечным или другим механическим способом, скорость терморазрушения породы возрастает в 5—10 раз и более, увеличивается число терморазрушаемых пород.

^ ВСПОМОГАТЕЛЬНЫЕ РАБОТЫ ПРИ БУРЕНИИ

Процесс бурения связан с рядом вспомогательных работ: подготовка рабочих мест буровых станков (площадок уступов), а также самих станков и вспомогательного оборудования к бурению скважин; бесперебойное обеспечение станков электроэнергией, материалами, буровым инструментом; учет и обеспечение сохранности пробуренных скважин; перегоны станков; их ремонт; наращивание и перестройка линий электропередач; перемещение силового кабеля.

Подготовка площадок уступов к бурению заключается в освобождении их от оборудования (перенос транспортных коммуникаций, линий электропередач, трансформаторных подстанций и др.), планировке и очистке от снега, выравнивании навалов породы, засыпке углублений, ликвидации возвышений, расширении площадок, устройстве дорог для перемещения станков. Эти работы выполняют с помощью бульдозеров и вспомогательного бурового оборудования (бурильных молотков, пневмоударных станков). Далее производят маркшейдерскую съемку подготовленных площадок, вынос проектных отметок расположения скважин на местность, подвод энергии (сжатого воздуха, воды), перемещение станков на обуриваемый блок уступа, подключение их к трансформаторным подстанциям и подготовку к работе (подъем мачт, подключение воздушных магистралей, замена бурового инструмента и т. д.). Буровой инструмент, материалы и запасные части доставляют на железнодорожных платформах или автомашинах, оборудованных кранами.

При концентрации на небольшой площади нескольких буровых станков целесообразно оборудовать в карьере простейшие передвижные мастерские, служащие также для хранения инструмента, смазочных материалов и мелких запчастей, обогрева и отдыха рабочих. При вынесении проекта обуривания блока на местность у точек расположения скважин проставляются их номера и проектная глубина. Фактическую глубину скважин определяет машинист станка и выборочно—горный мастер. Дополнительный контроль выполняют взрывники перед зарядкой скважин. Допустимые отклонения параметров сетки и глубины скважин составляют ±0,3 м.

Длительность сохранности скважин ограничена. Со временем уменьшается фактическая их глубина из-за обрушения стенок скважин, снежных заносов, наездов автомашин и бульдозеров, сотрясения и т. д. Время повторного разбуривания скважин достигает 5—6 % календарного времени работы буровых станков. Особенно интенсивное обрушение наблюдается у стенок наклонных скважин.

Особенно опасно оплывание скважин в вечномерзлых глинистых породах в летний период. Для его предотвращения необходимо максимально сокращать переходящий остаток невзорванных скважин. В зимний период в устьях скважин могут возникать ледяные и снежные пробки глубиной до 2—3 м; при снежных заносах затрудняется отыскание скважин, особенно при нарушениях сетки бурения. В связи с этим необходимо плотно закрывать устья скважин.

При ручном управлении машинист вынужден постоянно регулировать либо усилие подачи, либо частоту вращения, выдерживая их постоянными при определенной глубине скважины. Автоматизация процесса шарошечного бурения сводится к регулированию частоты вращения и усилия подачи на основе анализа в процессе бурения механических и электрических характеристик станка. Частоту вращения бурового инструмента можно регулировать в зависимости от усилия его подачи на забой, а последнее—в зависимости от величины нагрузки (крутящего момента) двигателя станка. Подача должна быть плавной и непрерывной, причем усилие подачи долота на забой должно превышать сопротивляемость горных пород разрушению (буримость) и обеспечивать наиболее эффективную скорость разрушения. Известны также системы автоматического регулирования усилия подачи (поддержания оптимальной его величины) по заранее заданной технической скорости бурения при постоянной частоте вращения бурового става.

Более прогрессивным является регулирование режима бурения по допустимому уровню вибрации станка. Усилие подачи на долото задается максимальным, а частота вращения регулируется по уровню вибрации, при превышении установленного предела которого датчик вибрации дает команду о снижении частоты вращения става. При таком способе автоматического регулирования технические возможности буровых станков используются максимально.

Последующая стадия автоматизации процесса бурения связана с переходом к программному управлению буровым станком в соответствии с предусмотренной последовательностью работ исполнительных механизмов станка как в процессе бурения, так и при выполнении вспомогательных операций.

^ ОРГАНИЗАЦИЯ БУРОВЫХ РАБОТ

Организация работы буровых станков должна обеспечить максимальную их эффективность и взаимосвязь бурения с другими процессами на карьере.

Подготовка рабочих мест буровых станков осуществляется по буровым блокам соответственно блоковому взрыванию горных пород. После обуривания (желательно непрерывного) одного блока станки перемещают на новый блок соответственно плану горных работ. Подготовительные работы выполняются дорожной бригадой, бульдозеристами, службой высоковольтных сетей, маркшейдерской службой, персоналом самого бурового цеха, ряда других цехов и участков. Для максимального совмещения работ во времени составляют график их проведения , увязанный с планом работы соответствующих служб. Цель составления графика состоит в том, чтобы, зная состав и длительность всех работ, а также намеченный срок их окончания, определить последовательность их выполнения и необходимые моменты начала каждой работы.

После установления моментов начала всех подготовительных работ определяют возможность перераспределения ресурсов для сокращения общего времени подготовки. Окончательно установленные сроки выполнения работ передаются соответствующим службам, включающим их в свои планы. Контроль за выполнением графиков осуществляют начальник бурового участка и производственный отдел карьера. При ограниченном фронте работ допускается начало обуривания блока при его неполной подготовке. Порядок обуривания блока характеризуется последовательностью бурения отдельных скважин, т. е. схемой перемещения станков. При бурении скважин первого ряда станок должен располагаться перпендикулярно к бровке уступа, так, чтобы горизонтирующие домкраты и гусеницы находились вне призмы возможного обрушения откоса уступа.

Порядная схема перемещения станков (рис. а) применяется чаще всего при отставании буровых работ и взрывании одного ряда скважин. При расстоянии между скважинами в ряду а общее расстояние передвижки станка между скважинами L= (1,85 а), а удельное время передвижки на одну скважину составляет 10—12 мин при а = 7-10 м.

Поперечно-диагональная схема перемещения станков (рис.б) целесообразна при числе рядов скважин не более трех и их шахматном расположении. При бурении каждых трех скважин станок проходит расстояние L = (5 а), и выполняет два разворота примерно на 45°. Удельное время передвижки станка - 5 мин.

Поперечно-возвратная схема (рис. в) применяется при квадратной сетке скважин. Здесь на каждую скважину расстояние переезда составляет 1,5 а и приходится примерно 0,7 разворота на угол 25—30°. Поперечные схемы передвижки обеспечивают значительную экономию машинного времени буровых станков, а также лучшие условия их эксплуатации и более планомерную подготовку блока к взрыву. При использовании на одном обуриваемом блоке двух-трех станков целесообразно их рассредоточить, выделяя для каждого станка отдельный фронт работ. Станки обычно подключаются к общему трансформаторному киоску и обслуживаются общим вспомогательным оборудованием; при этом расстояние между ними не превышает 20—30 м, что обеспечивает фронт работы каждого станка на 2—3 смены. При большей автономности станков (отсутствии общих емкостей для воды, трубопроводов и т. д.) это расстояние следует увеличивать до 50—100 м, т. е. практически вести бурение на разных крыльях блока.

Номера и проектная глубина скважин, а также общий объем работ указываются при выдаче буровым бригадам сменного наряда. В конце смены горный мастер фиксирует показатели выполненного объема бурения ; эти данные фиксируются также в диспетчерских сменных рапортах. Наибольшее распространение на открытых горных работах получил шарошечный способ бурения. Таким способом выполняется до 85 % всех объемов бурения, шнековым — около 13 % и ударным — до 1 % . Остальной 1 % приходятся на термический и ударно-канатный.

На угольных разрезах стран СНГ при дроблении крепких пород применяют преимущественно скважины диаметром 214 мм, в рудной промышленности — 243 мм. Ведутся работы по созданию и совершенствованию буровых станков на диаметр скважины 270—320 мм и более. В мировой практике бурения взрывных скважин наиболее популярны и эффективны скважины диаметром 200—311 мм.

На открытых разработках широко применяют направленное (наклонное) бурение скважин параллельно откосу уступа, сокращающее удельные расходы на бурение и ВВ и улучшающее равномерность дробления горной массы.

В связи с ростом производственной мощности карьеров и ведением вскрышных работ мощной высокопроизводительной горнотранспортной техникой с высокими линейными параметрами и развитием бестранспортной системы разработки с применением драглайнов значительное распространение получают уступы высотой 25—50 м, для чего требуется бурение наклонных скважин глубиной до 50—60 м.

Стандарт устанавливает три подгруппы станков для открытых горных работ:

1. СБШ— станки вращательного бурения шарошечными долотами с очисткой скважины воздухом (шарошечного бурения) — пяти типоразмеров с условными диаметрами буримой скважины от 160 до 400 мм при крепости пород f = 6÷18;

2. СБУ— станки ударно-вращательного бурения погружными пневмоударниками с очисткой скважины воздухом (пневмо-ударного бурения) — трех типоразмеров с условными диаметрами скважины — 100, 125 и 160 мм при f = 10÷20;

3. СБР— станки вращательного бурения резцовыми коронками с очисткой скважины шнеком (шнекового бурения) — двух типоразмеров с условными диаметрами буримой скважины 160 и 200 мм при f = 4÷6.

Типоразмеры станков, определяемые главным параметром, — условным диаметром пробуриваемой скважины, базируются на десятом ряде предпочтительных чисел и предусматриваются для бурения скважин диаметрами 100, 125, 160, 200, 250, 320 и 400 мм.

Техническая характеристика шарошечных буровых станков

Показатели	2СБШ-200-32	СБШ-250МНА-32	СБШ-320-36
Диаметр долота, мм	215,9 ; 244,5	244,5 ; 269,9	320
Глубина скважины, м	32	32	36
Направление бурения к вертикали, град.	0 ;15 ; 30	0 ;15 ; 30	0
Длина штанги, м	8	10	17,5
F	5 - 14	более 12	более 18

^ ВЗРЫВАНИЕ СКВАЖИННЫХ ЗАРЯДОВ

Возможность контроля практически каждого параметра скважинных зарядов позволяет управлять взрывом с учетом получения необходимого состава горной массы по крупности, требуемых параметров развала и степени разрыхления.

Сущность метода скважинных зарядов заключается в размещении взрывчатого вещества в наклонных или вертикальных скважинах с забойкой верхней части инертными материалами из песка, буровой мелочи или забоечного материала специального состава. Скважины располагаются в один или несколько рядов параллельно верхней бровке уступа и размещаются друг от друга на расчетном расстоянии по прямоугольной сетке или в шахматном порядке. Расстояние от первого ряда скважин до верхней бровки уступа с должно обеспечивать безопасность размещения станка на уступе и рабочих по заряжанию скважин. Расстояние между скважинами выбирается таким образом, чтобы разрушения в массиве от каждой скважины перекрывали друг друга, не образуя «порогов» в основании уступа .

Патрон-боевик в каждой скважине располагается, как правило, на уровне подошвы уступа (рис.). Это обеспечивает совпадение направления детонации заряда взрывчатого вещества и направления разрушения массива, а также лучшую проработку подошвы. Заряд в скважине может быть сплошным (рис.) и рассредоточенным по высоте воздушным промежутком или инертным материалом. Рассредоточение заряда позволяет увеличить эффективность использования взрывчатого вещества для дробления за счет более равномерного распределения взрывчатого вещества в массиве и интерференции взрывных волн от отдельных частей заряда.

Взрывной блок при однорядном расположении скважин взрывается мгновенно или с интервалом через скважину, при многорядном — с интервалом между сериями, которые конструируются в зависимости от выбираемого способа формирования развала (рис.). Объем одновременно взрываемого блока принимается в зависимости от режима взрывных работ на карьере (один раз в смену, сутки, неделю и месяц) и производительности экскаватора в забое. Основными параметрами взрывных работ при скважинном методе разрушения массива являются: диаметр заряда d; линия сопротивления по подошве W, которая представляет собой расстояние от нижней бровки уступа до оси заряда; расстояние между зарядами в ряду a ; расстояние между рядами b ; расстояние между верхней бровкой уступа и первым рядом скважин c; глубина скважины l; глубина перебура l_п; длина забойкиl_з; величина заряда P ; ширина b_р и высота развала h_р .

Для определения остальных параметров взрывных работ методом скважинных зарядов необходимо рассмотреть влияние каждого из них на результаты взрыва. Использование различных конструкций зарядов, способов взрывания в уступе позволяет управлять взрывным разрушением массива. Несмотря на точность расчетов паспорта буровзрывных работ, вследствие недостаточной изученности свойств массива в конкретных условиях трудно получить ожидаемый результат. Однако, зная влияние каждого параметра зарядов, порядка и способа взрывания на результаты взрыва, можно после нескольких экспериментальных взрывов получить требуемый развал и состав горной массы по крупности для каждой зоны в карьере. Изменение параметров взрывного дробления массива горных пород с целью достижения необходимых степени дробления горной массы, коэффициента разрыхления и параметров развала называется управлением взрывным разрушением массива.

Все параметры буровзрывных работ делятся на два класса. К первому классу относятся: удельный расход взрывчатого вещества q , диаметр заряда d, линия сопротивления по подошве W, сетка скважин a x b.

Ко второму классу относятся: вид взрывчатого вещества, конструкция заряда, последовательность взрывания и использования замедления, число рядов скважин и материал забойки. Изменение параметров первого класса позволяет регулировать степень дробления в широком диапазоне. Параметры второго класса на степень дробления оказывают меньшее влияние. В основном они используются для получения необходимых по технологическим условиям размеров развала горной массы.

В первой группе наибольшее влияние на степень дробления пород оказывает удельный расход взрывчатого вещества.

Энергетической теорией разрушения установлено, что для увеличения степени дробления горных пород требуется увеличение затрат энергии, т. е. увеличение удельного расхода взрывчатого вещества. Однако в конкретных условиях существует предел, после которого без специальных технологических приемов увеличение удельного расхода не влияет на степень дробления. В реальном массиве регулируемое дробление горных пород происходит только в зоне, непосредственно окружающей заряд, а в остальных зонах разрушение массива определяется естественной трещиноватостью. Эмпирическая зависимость между удельным расходом и степенью дробления

.

В практике расчетов нормальный удельный расход взрывчатого вещества для рыхления массива принимается по таблицам в зависимости от вида, коэффициента крепости и плотности пород. Обычно эти значения без учета трещиноватости массива принимаются для эталонного взрывчатого вещества — аммонита № 6ЖВ . В случае, если применяются другие типы ВВ, значение удельного расхода умножают на переводной коэффициент. Экспериментальными исследованиями и практикой доказано, что увеличение полезного использования энергии взрыва пропорционально времени действия заряда в среде и уменьшению зоны нерегулируемого дробления. С этой целью применяют взрывание зарядов в зажатой среде путем использования «подпорной стенки», мгновенного взрывания многорядного блока без замедления и специальных запирающих зарядов в забойке скважины.

Технология взрывания массива при наличии подпорной стенки заключается в оставлении части взорванной горной массы от предыдущего взрыва у откоса взрываемого блока, объем которой создает дополнительную нагрузку на массив и выполняет роль своеобразной забойки для трещин, образующихся в массиве от предыдущего взрыва на глубину около 100 d_скв (рис.а). Взрывание массива при наличии подпорной стенки уменьшает ширину развала горной массы и может использоваться как средство для формирования развала на рабочей площадке. Эффект от использования оставляемой в массиве уступа части развала привел к идее применения взрывания под оставленным слоем горной массы от вышележащего уступа (рис. б). Эффект от применения многорядного мгновенного взрывания заключается в том, что заряду второго и следующих рядов находятся в зоне массива, не нарушенного трещинами от предыдущих взрывов, вследствие чего уменьшаются потери энергии взрывчатого вещества. Вместе с этим действие взрыва заряда каждого ряда для соседнего является своеобразным средством зажима из-за противоположной направленности взрывной волны. Все это способствует увеличению действия взрыва на массив и образованию интерференции взрывных волн (рис. в).

Расстояние между рядами при многорядном расположении зарядов в шахматном порядке b = 0,85a и при квадратной сетке b = a.

Сущность применения запирающих зарядов самозаклинивающейся забойки заключается в помещении специального заряда взрывчатого вещества среди инертной забойки в скважине (рис. г). При инициировании этого заряда одновременно с основным зарядом в скважине вследствие разнонаправленности взрывов создается дополнительное сопротивление основному заряду. Этим увеличивается действие взрыва основного заряда, повышается использование энергии взрыва в массиве, направленной на дробление породы. Масса запирающего заряда в забойке принимается приблизительно равной 1 % от массы основного заряда.

Все три описанных способа увеличения действия взрыва в массиве могут применяться одновременно для получения интенсивного дробления. Однако, рассматривая влияние удельного расхода взрывчатого вещества на степень дробления горных пород, необходимо учитывать и экономический аспект. Увеличение удельного расхода взрывчатого вещества при росте объема буровых работ влечет за собой повышение затрат на подготовку горных пород к выемке. При минимальном по условию детонации взрывчатого вещества диаметре заряда вследствие увеличения суммарного объема зон регулируемого дробления массива обеспечивается максимальная степень дробления. При увеличении диаметра скважины заряд, по существу, превращается в сосредоточенный с минимальной в процентном отношении зоной регулирования действия взрыва, а следовательно, и минимальной степенью дробления. Между ними находится промежуточное значение.

Более равномерное распределение в массиве взрывчатого вещества способствует увеличению степени дробления при постоянном удельном расходе ВВ.

Однако в литературе можно встретить утверждения, что степень дробления пород взрывом не зависит от диаметра заряда. Это утверждение базируется только на пропорциональности энергии взрыва разрушаемому объему без учета физических действий взрыва в массиве горных пород.

С точки зрения затрат на бурение скважин и расходы бурения в метрах на единицу объема взрываемого массива применение скважин больших диаметров имеет существенные преимущества. Окончательный выбор диаметра скважины подтверждается экономическими расчетами с учетом преимуществ от повышения степени дробления при уменьшении диаметра скважины и затрат на бурение, выемку, транспортирование и переработку полезных ископаемых.

Минимальное значение линии сопротивления по подошве определяется из геометрических параметров уступа

.

В зависимости от линии сопротивления по подошве рассчитывается расстояние между скважинами и рядами и масса зарядов.

Рассмотрение влияния W на результат дробления массива целесообразно начать с линии наименьшего сопротивления, т. е. наименьшего расстояния между центрами ряда скважин и одной из свободных поверхностей. Физический смысл этой величины заключается в том, что по направлению линии наименьшего сопротивления радиальные трещины, образующиеся в результате взрыва заряда, достигают в первую очередь откоса уступа. Следовательно, этот параметр определяет зону действия заряда. Для скважинных вертикальных зарядов на уступе с наклонным откосом линия наименьшего сопротивления находится ближе к верхней части заряда. Она меньше линии сопротивления по подошве. Для разрушения уступа на полную высоту увеличивают расход взрывчатого вещества, принимая в расчетных выражениях линию сопротивления по подошве .

Следовательно, энергия заряда, рассчитанная по линии наименьшего сопротивления, недостаточна для разрушения массива, и энергия, рассчитанная по линии сопротивления по подошве, не полностью расходуется на дробление.

Уменьшение потерь энергии или полное исключение их возможно: 1) при использовании двухкомпонентного заряда в скважине; 2) при применении комбинированного заряда из котлового в нижней части и колонкового в верхней части скважины; 3) при применении наклонных скважин; 4) путем создания вертикального откоса. Первый способ применяется на карьерах в нашей стране и за рубежом и достаточно полно освещен в специальной литературе. Он основан на различии в скорости детонации взрывчатых веществ. В нижней части заряда помещается взрывчатое вещество с более высокой скоростью детонации типа аммонитов (рис.б), а в верхней части—взрывчатое вещество с меньшей скоростью детонации типа гранулитов. Это позволяет при одновременном инициировании верхней и нижней частей заряда иметь почти одинаковую продолжительность распространения взрывной волны до обнаженной поверхности, несмотря на разное расстояние до нее верхней и нижней частей заряда—-соответственно меньшее и большее.

Второй способ находит распространение в связи с применением на карьерах буровых станков огневого бурения, с помощью которых можно бурить скважины с различными диаметрами по глубине. Заряд для нижней части уступа рассчитывают как котловой по линии наименьшего сопротивления, для верхней—как колонковый дополнительный (рис.а).

Применение наклонных скважин позволяет уменьшать линию сопротивления по подошве до линии наименьшего сопротивления, если их бурят параллельно откосу уступа (рис. а).

В реальных условиях карьера применение наклонных скважин затруднено, из-за сложности контроля их параллельности в ряду и непараллельности по отношению к откосу уступа. Вследствие сложной конфигурации линии верхней бровки уступа ориентация по контуру бровки в районе бурения одной или нескольких скважин может привести к существенным отклонениям от расчетного расстояния между скважинами в нижней части, что вызывает ухудшение дробления горной массы и «проработки подошвы».

Ориентацию направления наклонных скважин необходимо проводить по направляющему тросу, который протягивают вдоль ряда буровых скважин, или, более точно, с помощью маркшейдерских инструментов.

Вертикальный откос может быть создан способом предварительного щелеобразования (рис. б).

Он заключается в том, что во взрывном блоке параллельно последнему ряду скважин бурят контурные скважины малого диаметра на расстоянии 0,5—0,9 м друг от друга. Эти скважины заряжают гирляндами из патронов аммонита № 6ЖВ, привязанных к детонирующему шнуру. Пространство между зарядами и стенками скважин заполняют забойкой на полную глубину. Длину забойки между верхним патроном и устьем скважины принимают равной 2—-4 м. Для уменьшения трещинообразования в глубине массива заряд прижимают к стенке скважины, обращенной в сторону взрываемого блока. Заряд для щелеобразования можно взрывать заблаговременно, до бурения основных скважин для дробления массива, или вместе с основным зарядом, который инициируется с замедлением: в слабых породах—со скоростью не менее 100 м/с, а в крепких—со скоростью 75 м/с.

Физическая сущность этого способа заключается в том, что в результате предварительного взрывания зарядов в контурных скважинах образуется микрощель, оконтуривающая взрываемый блок. Взрывные волны от основных зарядов дробления массива экранизируются плоскостью этой щели и не позволяют трещинам проникать в глубь массива. Разрушения массива от контурных зарядов практически не происходит вследствие малой массы заряда и демпфирования забойкой по всей глубине скважины.

После выемки взорванной горной массы откос уступа остается практически вертикальным. Вертикальный откос при исключении проникновения трещин в глубь массива позволяет с наибольшей эффективностью использовать энергию взрыва взрывчатого вещества на дробление массива и обеспечивать надежность получения необходимого состава горной массы по крупности взрывом скважинных зарядов.

Большим недостатком этого способа является увеличение объема буровых работ, однако общие затраты компенсируются за счет уменьшения расхода взрывчатого вещества на дробление массива. Технологически этот способ хорошо отработан. Он применяется для заоткоски бортов карьера, широко используется при строительстве котлованов, в транспортном и гидротехническом строительстве.

С линией сопротивления по подошве связан параметр буровых работ—-глубина перебура скважины. Перебур осуществляют с целью проработки подошвы. Она основана на действии заряда в массиве, в результате которого образуется воронка взрыва с углом раствора . В данном случае линия наименьшего сопротивления принимается как радиус воронки взрыва, а глубина перебура — как глубина заложения заряда. В настоящее время ее определяют по эмпирическим зависимостям с учетом линии сопротивления по подошве и удельного расхода взрывчатого вещества

.

Предыдущие параметры были рассмотрены с точки зрения действия одиночного заряда во взрываемой среде с двумя обнаженными поверхностями. На карьерах для подготовки горной массы в большом объеме применяют взрывание серии зарядов, которые во взрываемом массиве необходимо рассматривать во взаимодействии.

Согласно теории взрыва при одновременном взрывании двух соседних зарядов, расположенных на расстоянии а < 2 W, возникают большие по величине по сравнению с одиночным взрыванием растягивающие напряжения, что увеличивает действие взрыва на отрыв горной массы по линии скважин. По направлению линий, соединяющих заряды, происходит интерференция ударных волн, благодаря чему степень дробления массива в месте их встречи увеличивается. В других областях (вокруг зарядов) имеется зона, где происходит взаимная компенсация напряжений от взрыва соседних зарядов, что ведет к уменьшению действия взрыва по сравнению с одиночным зарядом. На расстоянии а > W заметного эффекта от интерференции ударных волн при взрыве соседних зарядов не наблюдается. Аналогичное явление происходит при действии двух зарядов из соседних рядов.

Учитывая это явление и физическую сущность действия заряда в массиве, можно сделать заключение, что уменьшение расстояния между скважинами и рядами, т. е. сгущение сетки скважин, ведет к увеличению степени дробления массива и уменьшению «мертвых зон» , улучшению проработки подошвы уступа при расположении зарядов как в шахматном порядке, так и по квадратной сетке.

В практике буровзрывных работ расстояние между зарядами рассчитывают на основании эмпирических данных, при которых за критерий действия взрыва принимают качественный показатель (плохое, удовлетворительное или хорошее дробление). Расчетные зависимости для определения расстояния между скважинами и рядами следующие: а = (0,8—1,4) W; b = (0,9—1) W при короткозамедленном взрывании; b = 0,85 W при мгновенном взрывании и шахматном расположении скважин. Цифра перед W есть коэффициент сближения скважин (относительное расстояние между зарядами), который обозначается m . Его величина зависит от свойств массива, требуемой степени дробления, последовательности взрывания зарядов и т. п. Меньшие значения m применяются для трудновзрываемых пород.

Взрывчатые вещества.

На карьерах используются следующие виды взрывчатых веществ: порошкообразные (аммониты, аммоналы, детониты); гранулированные (гранулиты, граммониты); водонаполненные (акватолы, акваниты). Некоторые взрывчатые вещества изготовляют на месте их применения, т. е. на самих карьерах. Это дешевые взрывчатые вещества, состоящие из смеси гранулированной аммиачной селитры с жидким компонентом.

Применение того или иного вида взрывчатого вещества в конкретных горно-геологических условиях определяют, исходя из свойств горных пород по трещиноватости массива, свойств взрывчатого вещества .

Для разрушения прочных и вязких горных пород применяют взрывчатые вещества с высокой бризантностью, т. е, обладающие хорошим дробящим действием.

Для отрыва крупных блоков без дробления применяют низкобризантные взрывчатые вещества, обладающие в то же время большой работоспособностью.

При выборе взрывчатого вещества учитывают экономичность подготовки горных пород к выемке в целом. Чем крепче порода и больше затраты на бурение, тем целесообразнее применение более мощных, хотя и более дорогих взрывчатых веществ.

Многие простейшие взрывчатые вещества хотя и не обладают высокими качественными показателями, но дешевые, легко поддаются механизированному заряжанию и поэтому наиболее предпочтительны при массовом производстве взрывных работ.

В случае, если по характеру действия для достижения определенных результатов в конкретных условиях подходят несколько типов взрывчатых веществ, то окончательный выбор производят, исходя из экономической эффективности с учетом стоимости взрывчатого вещества, затрат на доставку его в карьер, бурение и заряжание и расходов на дробление негабаритов.

Для взрывания скважин на карьерах применяют сплошные заряды , рассредоточенные инертной забойкой— песком, мелким щебнем, пенопластом, рассредоточенные воздушными промежутками , заряды, состоящие из двух типов взрывчатого вещества , сосредоточенные (котловые) , парносближенные , плоские и фигурные. Простым, наименее трудоемким по заряжанию, поддающимся полной механизации, кроме размещения детонирующего шнура и патрона-боевика, является сплошной, однородный по взрывчатому веществу заряд. Для лучшего дробления породы длина заряда должна быть не менее 2/3 длины скважины или 0,6—0,8 линии сопротивления по подошве. При качественном забоечном материале длина забойки может быть от 20 диаметров скважины в трещиноватых породах до 35 диаметров в крепких породах.

Уменьшение длины забойки до 10 диаметров скважины возможно за счет применения самозаклинивающейся забойки в виде трех запирающих зарядов взрывчатого вещества, расположенных в материале забойки на расстоянии 3 диаметров скважины друг от друга. Для инициирования заряда в зависимости от типа используемого взрывчатого вещества применяют электродетонаторы, детонирующий шнур или патрон-боевик, который располагают в верхней или нижней части заряда на уровне подошвы уступа. Массив в зоне забойки при взрыве разрушается в результате метательного действия заряда, соударений кусков и дробления их при падении. В нашей стране и за рубежом широко применяют колонковые заряды из разных типов взрывчатых веществ. В нижней части заряда помещают более мощное водоустойчивое взрывчатое вещество типа гранитола и алюмотола для обеспечения качественной проработки подошвы, а в верхней части—более дешевое взрывчатое вещество типа игданита, гранулита или граммонита.

Рассредоточенные инертной забойкой заряды применяют в разнопрочных породах, размещая их в наиболее крепких слоях.

Рассредоточенные заряды с воздушными промежутками были предложены акад. Н. В. Мельниковым. В них реализуется явление интерференции ударных волн от взрыва частей зарядов. При одновременном инициировании отдельных частей происходит наложение ударных волн в горизонтальной плоскости. Если рассматривать это явление одновременно с действием заряда в соседних скважинах, то возникает сложная картина интерференции взрывных волн во взаимно перпендикулярных плоскостях.

Заряд, рассредоточенный воздушными промежутками, применяется при длине зарядной плоскости скважины более 1,2 W. Обычно заряд разделяют на две части. Нижний, основной заряд по массе составляет не менее 60—80% при длине не менее 1,2 W. Длина воздушного промежутка составляет от 0,17 длины всего заряда в скважине в крепких породах до 0,35 длины его — в породах средней крепости.

В некоторых карьерах рассредоточенные заряды делают из пенопласта, изготовляемого непосредственно в момент зарядки. При значительной величине линии сопротивления по подошве, когда нельзя достичь необходимого дробления путем уменьшения коэффициента сближения скважин m до 0,6, а применение наклонных, котловых зарядов или увеличение диаметра заряда невозможно, для первого ряда используют парносближенные заряды. Их размещают в массиве на расстоянии 3—10 диаметров зарядов . Расстояние между парами в ряду принимают несколько большее, чем при одиночных зарядах: (1,8—2,2) а.

Если развернуть по направлению линии наименьшего сопротивления парносближенные скважины, то вторая скважина от откоса уступа, взорванная с микрозамедлением (1—2 мс), будет работать как бы в зажиме, аналогично действию взрыва при подпорной стенке, улучшая дробление и проработку подошвы.

Плоские и фигурные заряды по своим действиям аналогичны парносближенным. Выполнение их возможно только в скважинах малого диаметра, пробуренных с расширением станками термического бурения. При этом для плоских зарядов расширение производится в продольном направлении уступа до эллиптической формы при подъеме бурового инструмента без вращения, для фигурных зарядов образуют сферические полости на нескольких уровнях по глубине скважины остановкой на некоторое время подъема бурового инструмента без включения его вращения. Наиболее эффективно применение плоских зарядов с соотношением большой и малой полуосей эллипса 2:1—3:1. Все рассмотренные конструкции зарядов можно объединить в три группы. Первая группа—вертикальные и наклонные скважинные сплошные и рассредоточенные заряды. Изменение времени воздействия взрывного импульса может быть достигнуто за счет пространственного расположения самих зарядов или их отдельных частей.

Вторая группа—вертикальные скважинные заряды с внутрискважинным замедлением, комбинированные из разных типов взрывчатого материала, и парносближенные заряды. Силовые параметры импульса изменяются в них подбором типа взрывчатого вещества или при изменении положения детонатора. Третья группа—фигурные заряды, от плоского до конусообразного. Требуемые параметры импульса в них достигаются изменением формы зарядной полосы.

^ СПОСОБЫ ВЗРЫВАНИЯ ЗАРЯДОВ ВЗРЫВЧАТЫХ ВЕЩЕСТВ

Последовательность и правильно выбранный способ взрывания зарядов должны обеспечивать качественное дробление и формирование развала горной массы определенных размеров и при необходимости селективное разделение полезного ископаемого в рудных забоях.

При однорядном расположении зарядов наиболее часто применяются три схемы взрывания с замедлением: через скважину , волновая и фланговая . Улучшение дробления в этих случаях, исходя из теории действия заряда в массиве, достигается за счет образования дополнительных поверхностей обнажения от взрыва первой серии зарядов. Намного сложнее, но эффективнее для дробления и формирования развала применение различных схем замедления при многорядном расположении зарядов в массиве.

Разрушение массива при применении короткозамедленного взрывания заключается в том, что при взрыве одной группы зарядов, например первого ряда, часть массива между рядами оказывается сжатой взрывной волной, т. е. как бы пригруженной. Затем волновое сжатие переходит в волновое растяжение. В части массива, оконтуренной первым рядом скважин, происходит отрыв горной массы. Инициирование зарядов второй группы в начальный момент позволяет увеличить степень дробления, но с повышенным расходом взрывчатого вещества. Инициирование в следующий момент обеспечивает условие взрыва зарядов второго ряда аналогично первому, т. е. с дополнительной поверхностью обнажения, находящейся на расстоянии, равном линии сопротивления по подошве (b = W).

В практике буровзрывных работ способ замедления во второй фазе взрыва используется достаточно широко. Существует множество схем соединения зарядов с замедлением, позволяющих получить одну, две и, если необходимо, три дополнительные плоскости обнажения. Среди схем соединения зарядов клиновые, волновые и радиальные позволяют за счет соударения разлетающихся кусков породы несколько увеличить степень дробления горной массы. При врубовых схемах с поперечным или продольным расположением скважинных зарядов уменьшаются размеры развала. Скважины врубовых рядов имеют увеличенный перебур, уменьшенное на 30—40 % расстояние между скважинами и увеличенный на 15—20 % удельный расход взрывчатого вещества.

Применение короткозамедленного взрывания благодаря эффекту интерференции позволяет уменьшить сейсмическое воздействие взрыва на здания и сооружения вокруг карьера, что очень важно при массовых взрывах.

Исследование интерференции ударных волн привело к идее инициирования с замедлением и рассредоточением инертной забойкой части заряда внутри одной скважины для увеличения времени воздействия энергии взрывчатого вещества на массив и, следовательно, улучшения дробления горной массы. При замедлении взрывания нижнего заряда увеличивается интенсивность дробления горной массы с хорошей проработкой подошвы уступа. В разнопрочных массивах, когда слой более прочных пород находится в верхней части скважины, возможно использование замедления верхнего заряда. Интервал замедления в обоих случаях принимают равным 10—15 мс.

Для взрывания скважинных зарядов на карьерах применяют следующие способы: огневой, электрический и детонирующим шнуром (рис.). При огневом способе используется огнепроводный шнур с капсюлями-детонаторами, при электрическом— электродетонаторы. Взрывание детонирующим шнуром заряда взрывчатого вещества производится при инициировании его самого капсюлем-детонатором от огнепроводного шнура или электродетонатора.

При инициировании детонирующим шнуром сплошного или рассредоточенного воздушным промежутком заряда возникает практически мгновенно цилиндрическое поле напряжений, которое с одинаковой скоростью распространяется до поверхности обнажения. Такой способ инициирования рекомендуется для зарядов наклонных скважин и зарядов второго и последующего рядов скважин, при короткозамедленном взрывании многорядных блоков, в которых расстояние от заряда до поверхности обнажения близко к равномерному по всей высоте уступа. Для зарядов первого ряда скважин с целью лучшей проработки подошвы уступа применяют инициирование от детонатора, расположенного в нижней части заряда.

Инициирование гранулированных и водонаполненных взрывчатых веществ из-за их низкой чувствительности к возбуждениям детонации производится от патронов-боевиков в виде небольшого заряда аммонита или специальных тротиловых, тротилтетриловых или тротилгексогеновых шашек, взрываемых непосредственно детонирующим шнуром.

Электровзрывание применяют для инициирования зарядов при всех методах ведения взрывных работ, но при отсутствии опасности по блуждающим токам и электромагнитной индукции. Замедление при электровзрывании осуществляется специальными электродетонаторами промежуточного или замедленного действия.

При взрывании детонирующим шнуром осуществляется замедление в 10, 20, 35 и 50 мс специальными пиротехническими замедлителями типа КЗДШ. Для одновременного зажигания группы огнепроводных шнуров применяют зажигательные патрончики диаметром 18—41 мм, представляющие собой бумажную гильзу, на дне которой помещен зажигательный состав.

При взрывании массива уступа скважинными зарядами ширина развала В_р (от линии скважин первого ряда) пропорциональна удельному расходу взрывчатого вещества q , линии сопротивления по подошве W и высоте уступа h

.

При коэффициенте разрыхления k_р = 1,2—1,4 и однорядном расположении скважин высота развала h_p =(0,5—0,6) h.

^ ВТОРИЧНОЕ ДРОБЛЕНИЕ ГОРНОЙ МАССЫ

Из-за недостаточного учета свойств взрываемого массива при расчете параметров взрывных работ или в случае низкого качества выполнения их во взорванной горной массе образуются крупные куски, которые затрудняют работу выемочно-погрузочных машин, часто приводя к поломке рукоятей и стрел экскаваторов.

Негабаритные куски при разработке плохо взорванного массива складываются на рабочей площадке экскаватора и подвергаются вторичному дроблению механическим способом— с помощью гидравлического бутобоя, взрывным или электрофизическим способом. Гидравлические бутобои оборудуются на базе гидравлических экскаваторов малых моделей, эффективно применяются для разрушения негабаритов в полускальных осадочных породах.

При взрывном способе заряд вещества помещают в шпуре диаметром 32—36 мм с забойкой из песка или воды (рис. а, б) или на поверхности куска (накладной заряд) (рис. в). Накладной заряд выполняется в нескольких вариантах. В простейшем случае взрывчатое вещество с удельным расходом 0,3—0,6 кг/м³ помещают под полиэтиленовый мешок с водой и, наконец, используют специально предназначенный для этих целей кумулятивный заряд (рис. г) с массой от 0,1 до 4 кг.

Благодаря практической несжимаемости жидкости, использование воды в качестве забойки позволяет резко уменьшить разлет кусков при взрывании. При электрофизическом способе предусматривается нагрев отдельного участка негабарита электрической дугой или токами высокой частоты. Вследствие увеличения объема нагреваемой зоны негабарит разрушается от механических напряжений.

^ ОРГАНИЗАЦИЯ ВЗРЫВНЫХ РАБОТ НА КАРЬЕРЕ

Взрывные работы на рудных карьерах осуществляются на основании типового проекта буровзрывных работ для зоны карьера с одинаковыми свойствами. Для конкретного взрываемого блока составляют паспорт буровзрывных работ, который утверждается главным инженером карьера.

Основой типового проекта являются утвержденный технический проект разработки месторождения, результаты экспериментальных и промышленных взрывов, новейшие литературные данные, производственный опыт по взрывным работам в аналогичных условиях и Единые правила безопасности при взрывных работах. В паспорте помимо расчета параметров взрывных работ обязательно предусматривается расчет величины опасной зоны по сейсмическому воздействию массового взрыва на здания и сооружения. Если радиус зоны сейсмического воздействия взрыва больше расстояния до сохраняемого объекта, то предусматривается разделение общего заряда на части с интервалом замедления взрывов между ним не менее 20 мс.

Для составления рабочего паспорта буровзрывных работ маркшейдерская служба производит съемку блока и указывает категории пород по буримости и взрываемости. С учетом необходимой степени дробления и формы развала производится расчет параметров, входящих в паспорт, по которому маркшейдер делает отметки устьев скважин на поверхности уступа. По результатам бурения составляют профили по скважинам с указанием горно-геологических условий массива (мощность пачек, отдельных пластов в сложных забоях, углы падений и т. п.).

Повторной съемкой замеряют расстояние между скважинами и рядами, линию сопротивления по подошве. По этим данным уточняют величину зарядов в скважинах, конструкции зарядов и порядок взрывания. После взрыва выполняют горизонтальную съемку, составляют профили взорванной горной массы, определяют параметры развала и величину разрыхления породы в развале.

По правилам безопасности во время производства взрывных работ все другие виды работ на карьере прекращаются, оборудование отгоняется на безопасное расстояние, а люди выводятся из карьера.

Взрывные работы на карьерах, как правило, проводят в определенные дни и часы. Для контроля основному исполнителю взрывных работ — выдается график работ. В нем предусмотрено: оформление путевок и получение взрывчатых веществ и средств взрывания; подвоз забоечного материала к скважинам; доставка взрывчатых материалов к месту взрыва; выгрузка и разноска взрывчатых веществ к скважинам; зарядка и забойка скважин; монтаж взрывной сети и оцепление места взрыва; расстановка замедлителей в схеме соединения зарядов; подача боевого сигнала; взрыв; осмотр места взрыва; оформление документов и сдача оставшихся взрывчатых материалов на склад.

Механизация забойки скважин осуществляется с помощью забоечных машин-бункеров, транспортирующих и засыпающих в скважину забоечный материал ( песок, щебень, отходы обогащения). Доставка и зарядка скважин гранулированными и водонаполненными ВВ осуществляется пневмозарядными машинами (например, СУЗН-5).

Определение основных параметров и показателей БВР.

При буровзрывном способе подготовки горной массы к выемке и вертикальных скважинных зарядах, диаметр скважины по методике треста «Союзвзрывпром»

, мм

где h - высота уступа, м; q - удельный расход ВВ; кг/м³;  - плотность заряжания, т/м³.

Удельный расход взрывчатых веществ ( ВВ), q = 0,4  0,8 кг/м³.

Плотность заряжания  = 0,7 0,9 т/м³.

С учетом величины диаметра скважины и крепости пород выбираем буровой станок. Линия сопротивления по подошве

, м

где d - диаметр скважины для выбранной модели бурового станка, м;  - плотность заряжания, т/м³; q - удельный расход ВВ; кг/м³

Проверяем величину линии сопротивления по подошве, по возможности безопасного обуривания уступа:

где с = 2 м - безопасное расстояние от гусениц станка до верхней бровки уступа ;  = 70⁰ - угол откоса уступа , ctg70⁰= 0,364.

Глубина перебура

, м

Длина забойки

, м

Длина заряда ВВ

, м

Глубина скважины

, м

Расстояние между скважинами в ряду

, м

где m = (0,81,1) - коэффициент сближения скважин.

Величина общего заряда ВВ

, кг

Вместимость 1 м скважины

, кг/м

где d - диаметр скважины для выбранной модели бурового станка, дм;

 - плотность заряжания, т/м³.

Проверяем массу заряда ВВ по условию вместимости в скважину

, кг

Расстояние между рядами скважин при многорядном короткозамедленном взрывании (КЗВ)

, м

Ширина взрывной заходки

, м

где n - число рядов скважин.

Высота развала при многорядном КЗВ при 2-3 рядах скважин

, м;

при числе рядов скважин больше 3

, м

Ширина развала (от линии первого ряда скважин)

, м

Объем взрывного блока из расчета подготовленности для экскаватора запаса взорванной горной массы на двухнедельный срок:

, м³

где Q_эс-суточная эксплуатационная производительность экскаватора, м³/ сутки.

Длина взрывного блока

, м

Число скважин во взрывном блоке

, скв.

Суммарная длина скважин

, м

Суммарная масса заряда ВВ

, кг

Радиус зоны, опасной для зданий и сооружений при короткозамедленном взрывании

, м

Выход горной массы с 1 м скважины

, м³ / м

или

, м³/ м

Общая длина скважин, которую необходимо пробурить за год

, м

где А_гм- годовая производительность карьера по скальной горной массе, м³;

 = (1,05  1,1) - коэффициент потерь скважин.

В случае, если подготовка всей горной массы в карьере осуществляется буро-взрывным способом А_гм= А_в+ А_р,

где А_р, А_в - годовая производительность карьера по полезному ископаемому и вскрышным породам соответственно, м³;

к_т- текущий коэффициент вскрыши, м³ / м³.

Необходимое количество буровых станков в карьере

, станков

где Q_б = (60  100) м/смен. - сменная производительность бурового станка; n_б - количество смен бурения одним станком в году, смен.

Полученное дробное значение не округляем до целого.

Списочное количество буровых станков

, станков

где n_сп= 1,2 - коэффициент резерва.

Полученное списочное количество буровых станков округляем до целого в большую сторону.

Выемочно-погрузочные работы .

Выемка и погрузка горных пород является одним из основных процессов технологии добычи полезных ископаемых открытым способом. От выбора выемочно-погрузочных машин и их соответствия конкретным гидрогеологическим условиям в значительной степени зависят основные технико-экономические показатели работы карьера.

На рудных карьерах для выемки и погрузки горных пород чаще всего применяют машины цикличного действия — одноковшовые экскаваторы и фронтальные погрузчики. При удалении из карьерного поля мягких вскрышных пород используют также технику непрерывного действия — многочерпаковые цепные и роторные экскаваторы. Землеройно-транспортные машины (бульдозеры, колесные скреперы и т. п.) применяют на вспомогательных работах (строительство автодорог, планирование рабочих и отвальных площадок и т. д.).

Выемка горных пород—отделение мягких пород от массива уступа или черпанье разрыхленных скальных пород из развала горной массы рабочим органом машины. Погрузка горных пород — процесс перемещения пород из забоя уступа в транспортные средства или непосредственно в отвал. Выемку и погрузку горных пород выполняют, как правило, одной машиной или комплексом машин.

При выемке мягких пород из массива забои могут быть торцовые, продольные, тупиковые. При выемке полускальных и скальных горных пород забои бывают торцовые или продольные. Выбор типа забоя зависит как от свойств разрабатываемых горных пород и условий их залегания, так и от типа применяемого выемочно-погрузочного оборудования.

Торцовый забой типичен при выемке пород одноковшовыми и роторными экскаваторами как из массива, так и из развала. Он применим также при разработке россыпных месторождений бульдозерами и колесными скреперами. Разновидностью торцевого забоя является траншейный (тупиковый) забой.

Продольный (фронтальный) забой используют при применении многочерпаковых цепных экскаваторов на рельсовом ходу, при выемке пород из массива бульдозерами или колесными скреперами. При выемке разрушенных скальных пород из развала продольным забоем используют одноковшовые погрузчики, а также одноковшовые экскаваторы при селективной выемке руды и вмещающих пород.

По взаимному расположению забоя и горизонта установки выемочно-погрузочной машины различают выемку верхним, нижним и смешанным черпанием. Аналогично различают и способы погрузки — верхнюю, нижнюю и смешанную. На рудных карьерах отработку уступов осуществляют полосами породного массива вдоль фронта работ. Отработка каждой полосы характеризуется новым положением транспортных коммуникаций на уступе. По длине фронта работ на уступе может быть установлено несколько экскаваторов. В этом случае отрабатываемый уступ делят на экскаваторные блоки, Полосы уступа или развала, отработка которых связана с подвиганием выемочно-погрузочных машин, называют заходками.

При всех типах забоев заходки по ширине делят на нормальные, узкие и широкие. В нормальных заходках выемку породы производят при постоянном положении оси движения экскаватора по длине заходки и максимальном использовании их рабочих параметров. Узкие заходки отличаются от нормальных неполным использованием рабочих параметров выемочно-погрузочных машин при постоянном положении их оси перемещения вдоль заходки. Широкие заходки характеризуются переменным положением оси движения выемочных машин в плане.

По характеру движения транспортных средств под загрузку при выемке пород в пределах экскаваторных блоков выделяют тупиковые и сквозные схемы движения. Тупиковые схемы характеризуются движением транспортных средств только в пределах выработанного пространства.

Сквозные схемы позволяют организовать движение транспортных средств вдоль всего экскаваторного блока.

^ РАЗРАБОТКА ГОРНЫХ ПОРОД МЕХАНИЧЕСКИМИ ЛОПАТАМИ

Наибольшее распространение на современных рудных карьерах получили одноковшовые экскаваторы типа прямых механических лопат. Их применяют для выемки и погрузки плотных, мягких, сыпучих горных пород, а также для погрузки предварительно разрыхленных полускальных и скальных горных пород.

Прямые механические лопаты—экскаваторы верхнего черпания с нижней погрузкой. При установке на экскаваторах удлиненного рабочего оборудования они могут быть использованы для верхней погрузки.

Выпускаются прямые механические лопаты строительного (универсального), карьерного и вскрышного типов. Строительные экскаваторы выпускают с ковшами от 0,5 до 2 м³ применяют на больших карьерах строительных материалов. Карьерные механические лопаты выпускают с ковшами вместимостью от 2,5 до 20 м³ и применяют для погрузки пород любой крепости. Эти экскаваторы имеют жесткую связь рабочего органа с рабочим оборудованием, позволяющим развивать высокие напорные усилия, многодвигательный электрический привод и гусеничный ход. Вскрышные механические лопаты выпускают с ковшами вместимостью от 6 до 100 м³. Используют в основном для разработки мягких и плотных горных пород с перемещением их в отвалы в отработанном пространстве карьера.

Рабочим местом экскаватора является забой. Геометрические размеры забоя зависят от параметров экскаватора и свойств разрабатываемых горных пород. Форма забоя должна обеспечивать максимальную производительность экскаваторов. Это достигается установлением рациональных размеров забоя и правильным определением места установки экскаватора.

Выемка пород механическими лопатами может производиться в торцовом или продольном забое (рис.). Наиболее рациональна выемка горных пород механическими лопатами в торцовых забоях при сквозных заходках.

В этом случае обеспечивается максимальная производительность экскаватора, так как средний угол его поворота в сторону погрузки не превышает 90°, наиболее удобна подача транспортных средств под погрузку, минимальны простои из-за перемещения транспортных коммуникаций. При выемке продольным забоем средний угол поворота экскаватора в сторону погрузки возрастает до 120—140° и необходимы частые его передвижки из-за малой ширины забоя. Это значительно снижает производительность экскаватора.

Применение тупиковых заходок наиболее характерно при проведении траншей с нижней погрузкой. Тупиковые заходки применяют также на уступах в период реконструкции карьера при расширении сокращенных или ранее погашенных рабочих площадок.

При применении тупиковых заходок наблюдается наибольшее снижение производительности экскаваторов—до 20—30% от эксплуатационной, так как средний угол поворота в сторону разгрузки возрастает до 180° и увеличивается время на транспортно-обменные операции. При разработке мягких и плотных горных пород профиль забоя механической лопаты соответствует траектории движения ковша и имеет угол откоса 70—80°. Толщина срезаемых стружек составляет 0,2—1,0 м. Максимальная высота забоя (уступа) механической лопаты h_у при нижней погрузке не должна превышать максимальной высоты черпания H_ч_max. Минимальная высота забоя должна обеспечивать наполнение ковша экскаватора за одно черпание. Для экскаваторов ЭКГ-5 эта высота составляет 2,5 м, а для ЭКГ-8И — 3,5 м.

Ширина забоя при разработке мягких пород зависит от рабочих размеров экскаватора и вида применяемого карьерного транспорта. Так, при железнодорожном и конвейерном транспорте уступы, как правило, отрабатывают торцовыми забоями с продольными заходками. Размеры этих заходок определяются радиусом черпания экскаватора на горизонте его установки, м:

, м

При автомобильном транспорте применяют как сквозные продольные, так и поперечные заходки. В этом случае заходки могут быть нормальными , узкими и широкими .

Ширина торцового забоя с тупиковой заходкой принимается равной А_тр=2R_чу. Установленную таким образом ширину забоя проверяют и уточняют по условиям размещения транспортного оборудования. При ширине забоя, превышающей 2R_чу , экскаватор перемещается по зигзагообразной траектории или разработка осуществляется поперечными заходками. При разработке полускальных и скальных взорванных пород забоем механической лопаты обычно является весь торец развала или его часть. Профиль забоя изменяется вследствие осыпания породы, стремящейся расположиться под углом естественного откоса. Высота забоя в этих условиях зависит от высоты развала взорванной горной массы, которая, в свою очередь, не должна превышать 1,5 H_ч_max.

Ширина продольной заходки по целику соответствует ширине взрываемого блока и определяется параметрами буровзрывных работ. Число экскаваторных заходок по развалу зависит от его ширины, типа экскаватора и вида применяемого транспорта. При железнодорожном транспорте можно применять технологическую схему, обеспечивающую уменьшение объемов работ по переукладке железнодорожных путей. В этом случае формируют развал с целью уборки взорванной породы за две экскаваторные заходки. После первой заходки пути переукладывают в новое положение для отгрузки породы из второй заходки, а также из первой заходки последующего взорванного блока. При использовании конвейерного транспорта схемы выемки взорванных пород аналогичны. Погрузку мелковзорванных пород осуществляют мехлопатой на конвейерную ленту с помощью самоходных виброгрохотильных установок. При значительной кусковатости пород применяют передвижные грохотильно-дробильные агрегаты типа СДА-1000 (2000) и ДПА-2000.

При применении автомобильного транспорта жесткая взаимосвязь между элементами забоя и положением транспортных коммуникаций на уступе отсутствует. На рудных карьерах получили распространение сквозные и тупиковые широкие продольные заходки (А_ш= 40-60 м), а также поперечные заходки нормальной ширины. В результате применения специальных схем развал взорванной породы располагают вдоль фронта горных работ на уступе, что обеспечивает сокращение ширины рабочих площадок. Производительность механических лопат зависит от кусковатости экскавируемых пород, их прочности и плотности, степени связанности пород в развале. При хорошей организации буровзрывных и выемочно-погрузочных работ годовая производительность экскаваторов достигает: ЭКГ-5 2—2,5 млн. м³, ЭКГ-8И 3,5—4 млн. м³ , ЭКГ-12,5 5,5—6 млн. м³.

При разработке забоев сложного строения, содержащих наряду с кондиционными сортами полезного ископаемого некондиционные и пустую породу, применяют специальные способы раздельной выемки и погрузки горной массы, обеспечивающие повышение качества добываемого полезного ископаемого, а также снижение затрат на его переработку. Возможность и целесообразность селективной выемки устанавливают на основании технико-экономических расчетов.

Методы селективной экскаваторной выемки подразделяют на простые и сложные. Простая селективная выемка заключается в обособленной выемке и погрузке различных сортов руды и породы в плане уступа без дополнительной их сортировки по высоте забоя. Сложная селективная выемка включает весь комплекс специальных приемов разработки и сортировки рудной массы в забое по высоте уступа. Простую селективную выемку ведут узкими заходками, нормальными заходками, выборочной погрузкой, послойной отработкой уступа; сложную селективную выемку — управляемым обрушением, раздельной и комбинированной выемкой.

Управляемое обрушение осуществляют подработкой нижней части забоя в порядке, зависящем от расположения полезного ископаемого в развале. Раздельная выемка достигается регулированием толщины стружки и степени наполнения ковша экскаватора. Отработку забоя начинают, как правило, с верхних слоев.

К комбинированным относят методы послойной сортировки, сортировки по фракциям (крупности кусков), различные сочетания раздельной выемки с управляемым обрушением.

^ ПРИМЕНЕНИЕ ДРАГЛАЙНОВ И ФРОНТАЛЬНЫХ ПОГРУЗЧИКОВ

При разработке мягких вскрышных пород и полезного ископаемого на рудных карьерах применяют драглайны. В настоящее время в России выпускают восемь базовых моделей драглайнов с ковшами вместимостью от 4 до 125 м³. Их используют для перевалки вскрышных пород в отвалы, проведения траншей, возведения насыпей, разработки обводненных пород и затопленных водой участков.

Забой драглайна обычно торцовый, реже фронтальный. Параметры забоя зависят от места расположения драглайна и способа черпания. Забой может отрабатываться нижним, комбинированным и верхним черпанием. При разработке уступа нижним черпанием драглайн располагают па верхней площадке уступа за пределами возможной призмы обрушеипя. В этих условиях высота забоя зависит от глубины черпания и угла его откосов. Драглайн располагают на промежуточном горизонте н отрабатывают два подступа нижним и верхним черпанием.

При верхнем черпании драглайн располагают па нижней площадке уступа, при этом угол откоса забоя не превышает 20—25°. Высота забоя 0,8 Н_р, где Н_р— высота разгрузки, м. Верхнее черпание эффективно только для мощных драглайнов с ковшами вместимостью 15—20 м³ и более.

Максимальная ширина заходки драглайна в торцовом забое, м

,

где R — радиус черпания драглайна, м;  - углы поворота экскаватора при черпании, градус.

Драглайны с ковшами вместимостью до 10—15 м³ используют также для погрузки породы в транспортные средства. Наиболее рациональной схемой в этих условиях является схема с применением бункеров-перегружателей, которые используют при погрузке породы драглайнами на конвейеры, в железнодорожные вагоны или средства гидравлического транспорта (землесосные установки). Во всех рассмотренных примерах драглайнами отрабатывают сквозные продольные заходки. Для увеличения ширины заходок и уменьшения числа передвижек транспортных коммуникаций вдоль фронта горных работ на уступах устанавливают передвижные бункера-питатели и конвейерные перегружатели.

Одноковшовые погрузчики применяют на рудных карьерах для выемочно-погрузочных, а в некоторых случаях и транспортных работ (при небольших расстояниях перемещения).

Отечественные погрузчики имеют ковши грузоподъемностью 2; 3,2; 5 т; предусмотрен выпуск более мощных погрузчиков с ковшами на 10; 15; 25 и 40 м. Погрузчики выпускают на гусеничном и пневмоколесном ходу. По степени поворота ковша различают погрузчики неповоротные (фронтальные), полуповоротные и полноповоротные. На карьерах наибольшее распространение получили фронтальные погрузчики на пневмоколесном ходу. По сравнению с одноковшовыми экскаваторами они характеризуются меньшей металлоемкостью; снижением динамических нагрузок на кузов автосамосвала при погрузке скальных пород; мобильностью.

Погрузчиками производят выемку мягких пород непосредственно из массива и механически разрушенных или взорванных пород из развала. В комплексе с погрузчиками, как правило, применяют автомобильный транспорт. Схемы работы одноковшовых погрузчиков в забое зависят от их конструктивных особенностей. Тип забоя—торцовый или продольный со сквозными и тупиковыми заходками. По высоте забои подразделяют на низкие до 1—2 м; нормальные до 5—7 м и высокие—свыше 7 м.

Минимальная ширина заходки одноковшового погрузчика, м

,

где b_к-ширина ковша погрузчика, м;

с - минимально допустимое расстояние между погрузчиком и нижней

бровкой уступа (развала), м.

Наиболее высокая производительность у мощных погрузчиков достигается при ширине заходки 12—15 м, позволяющей применять рациональные схемы поворота погрузчика и автосамосвала. Основными недостатками, ограничивающими широкое применение погрузчиков на рудных карьерах, являются небольшие параметры рабочего оборудования, ограничивающие высоту разрабатываемых уступов, а также относительно небольшие напорные усилия, которые в ряде случаев бывают недостаточными для разработки крупнокусковых взорванных пород. В настоящее время погрузчики применяют на карьерах по добыче строительных материалов, па карьерах цветных и редких металлов при разработке сложноструктурных забоев.

^ ВЫЕМКА ГОРНЫХ ПОРОД МНОГОЧЕРПАКОВЫМИ ЭКСКАВАТОРАМИ

Область применения многочерпаковых экскаваторов на рудных карьерах существенно ограничена по сравнению с одноковшовыми из-за их конструктивных особенностей и способности разрабатывать только мягкие горные породы.

Наиболее производительными и прогрессивными выемочно-погрузочными машинами из всех экскаваторов непрерывного действия являются роторные экскаваторы. Они имеют рабочий орган в виде роторного колеса диаметром от 2,5 до 18 м с ковшами вместимостью от 40 до 4000 л и окружной скоростью вращения ротора от 1 до 6 м/с. Выпускают роторные экскаваторы верхнего черпания (при глубине нижнего черпания не более 0,5 диаметра ротора); верхнего и нижнего черпания с нижней погрузкой. По технологическим признакам роторные экскаваторы различают: по производительности (по разрыхленной породе) на малые (до 630 м³/ч)средние (630—2500 м³/ч), мощные (2500—5000 м³/ч) и сверхмощные (более 5000 м³/ч); по величине расчетного удельного усилия копания (резания): с нормальным—до 0,7 МПа, с повышенным—до 1,4 МПа, высоким — до 2,1 МПа; по способу подачи ротора на забой: с выдвижными и невыдвижными стрелами; по типу ходового оборудования: на гусеничном, шагающе-рельсовом, рельсово-гусеничном и рельсовом ходу; по типу разгрузочного устройства: с разгрузочной консолью и с соединительным мостом. Роторные экскаваторы применяют на вскрышных и добычных работах при разработке угольных и марганцевых месторождений; на карьерах по добыче строительных материалов, на вскрышных работах на железорудных карьерах. Роторными экскаваторами отрабатывают забои торцового и продольного типов со сквозными заходками.

Наиболее распространенными технологическими схемами работы роторных экскаваторов являются: в продольном забое при сквозной заходке с погрузкой горной массы в транспортные средства, расположенные па горизонте установки экскаватора; то же, в торцовом забое нормальной ширины; то же, в широкой панели-заходке с использованием перегрузочных мостов; в торцовом забое при сквозной заходке с верхним и нижним черпанием и нижней погрузкой в транспортные средства. Выемка породы в забоях роторного экскаватора производится вертикальными или горизонтальными стружками .

При разработке устойчивых пород наиболее целесообразна выемка многорядными вертикальными стружками. Горизонтальные стружки и комбинированный способ рациональны в малоустойчивых породах и при селективной выемке.

Максимальная высота уступа определяется максимально допустимым углом наклона роторной стрелы . При отработке верхнего подуступа этот угол составляет 26— 27°; нижнего — 16-18°. Высота нижнего подуступа практически одинакова при вертикальных и горизонтальных стружках и равна максимальной глубине черпания экскаватора. Угол откоса уступа и угол откоса забоя зависят от физико-механических свойств разрабатываемых пород. В большинстве случаев угол откоса забоя на 5—10° больше по условиям устойчивости пород, слагающих забой.

Угол поворота роторной стрелы определяется ее типом и положением в забое: при выдвижной стреле - 85—90°, при невыдвижной стреле - 80°, при выемке нижнего слоя - 45— 90°. Высота одновременно срезаемого слоя зависит от типа пород и изменяется в пределах (0,4— 0,7) диаметра роторного колеса.

Толщина срезаемой стружки зависит от мощности экскаватора и свойств разрабатываемых пород и достигает 0,3—0,5 м. Она регулируется подачей роторной стрелы на забой или отодвиганием экскаватора от забоя.

Многочерпаковые цепные экскаваторы имеют в качестве рабочего органа раму и цепь с черпаками. Угол наклона рамы изменяется с помощью канатной подвески. Экскаваторы выпускают с одной черпаковой рамой только нижнего или верхнего черпания (неповоротные); последовательно нижнего и верхнего черпания (поворотные); с двумя независимыми рамами для одновременного верхнего и нижнего черпания с нижней разгрузкой. Многочерпаковые цепные экскаваторы применяются на угольных и марганцевых карьерах, на вскрышных работах железорудных карьеров, предприятиях горно-химического сырья., а также на карьерах стройматериалов.

Основными типами забоев многочерпаковых цепных экскаваторов являются продольный и торцовый.

Выемку породы в продольном забое производят экскаваторами на рельсовом ходу. При этом забой располагают либо вдоль всего фронта горных работ на уступе, либо делят на отдельные блоки, породу в которых вынимают последовательно. При такой схеме отработки уступа цепной экскаватор непрерывно перемещается вдоль его откоса. Толщина стружки для экскаваторов средней мощности составляет в среднем для песков 10—15 см, для глины 5—8 см.

Высота уступов, разрабатываемых многочерпаковыми цепными экскаваторами, зависит от длины черпаковых рам и углов откосов уступов. Как правило, она обычно не превышает 30 м при верхнем и 40 м при нижнем черпании.

Выемку породы в продольном забое цепного экскаватора осуществляют одиночными параллельными стружками, многорядными параллельными стружками, треугольными стружками по вееру. Одиночные параллельные стружки отрабатывают неповоротными цепными экскаваторами с жесткой черпаковой рамой без планирующих звеньев. Отработка многорядными параллельными стружками наиболее рациональна для экскаваторов нижнего черпания при наличии выдвижной черпаковой рамы. Выемку треугольными стружками по вееру осуществляют за счет постепенного опускания первоначально расположенной горизонтально черпаковой рамы. При отработке уступа продольными забоями передвижка рельсовых путей вслед за подвиганием фронта работ осуществляется: при параллельных стружках непрерывно — путепередвигателями непрерывного действия, а при треугольных стружках по вееру периодически — с помощью путепередвигателей цикличного действия.

Торцовые забои отрабатывают миогочерпаковыми цепными экскаваторами на гусеничном ходу с верхними и нижними планирующими звеньями. В этих условиях выемку породы производят при повороте экскаватора вокруг вертикальной оси и срезанием стружки по вееру при последовательном опускании черпаковой рамы. Максимальная ширина заходки торцового забоя составляет: при нижнем черпании А_н= (3-3,5) Н_у , при верхнем — А_в= (3,5-4) Н_у, где Н_у — высота отрабатываемого уступа.

Одноковшовые экскаваторы используются на карьерах как основное добычное, вскрышное и отвальное оборудование. Экскаваторы с ковшом вместимостью более 4 м³ относятся к карьерным. В их типаже приняты следующие обозначения:

ЭКГ — экскаватор электрический, на гусеничном ходу. Цифры, стоящие после дефиса, обозначают вместимость основного ковша в кубических метрах . Прямая карьерная лопата используется на мягких, плотных и разрыхленных (полускальных и скальных) породах, при погрузке пород в отвал и транспортные сосуды, установленные на уровне стояния экскаватора или на вышележащем уступе, а также при проходке траншей и на отвальных работах.

ЭШ — экскаватор шагающий. Цифры, стоящие до точки, — номинальная вместимость основного ковша в кубических метрах. Цифры, стоящие после точки, — длина стрелы в метрах. Драглайн применяется на легких, средней крепости или взорванных крепких породах, как с нижним, так и с верхним черпанием при бестранспортной системе разработки, при работе на отвалах, при переэкскавации горной массы, при погрузке в транспортные сосуды или бункер, при строительстве карьеров и проходке траншей.

ЭГ — экскаватор карьерный гидравлический, на гусеничном ходу, прямая лопата. Цифры, стоящие после дефиса, обозначают вместимость основного ковша в кубических метрах .

ЭГО — экскаватор карьерный гидравлический, на гусеничном ходу, обратная лопата. Цифры, стоящие после дефиса, обозначают вместимость основного ковша в кубических метрах . Обратная лопата применяется на тех же породах, что и прямая лопата, при черпании ниже уровня его стояния и погрузке в транспортный сосуд, расположенный на нижележащем уступе или на уровне стояния экскаватора и при проходке траншей.

Буквы А, И, М, С, добавленные к названию, обозначают модификации экскаваторов; Ус — экскаватор с удлиненным рабочим оборудованием для погрузки транспорта, расположенного на уровне стояния экскаватора; У — экскаватор с удлиненным рабочим оборудованием для верхней погрузки.

Экскаваторы с ковшами вместимостью менее 4 м³ относятся к строительным. Индекс названия экскаватора состоит из буквенной и цифровой частей. Буквенная: ЭО — экскаватор одноковшовый универсальный. Цифровая состоит из четырех цифр: первая — номер размерной группы, вторая — тип-номер ходового устройства, третья — исполнение рабочего оборудования, четвертая — порядковый номер модели. Буквы, добавленные к названию, означают модификацию модели.

Определение параметров и показателей экскавации

Выбор модели экскаватора для ведения добычных и вскрышных работ осуществляется с учетом физико-механических свойств горных пород, заданной высоты уступа и установленной высоты развала.

Величина высоты развала H_p должна отвечать условиям

,

где Н_нв- высота расположения напорного вала экскаватора, м;

Н_max- максимальная высота черпания экскаватора, м.

Высота расположения напорного вала экскаватора

.

Техническая характеристика карьерных экскаваторов - механических лопат

Показатели	ЭКГ-8И	ЭКГ-10	ЭКГ-15	ЭКГ-5А	ЭКГ-20А
Емкость ковша, м³	8 ; 10	10; 8; 12,5	15	5,2; 3,2; 7	20; 16; 30
Макс. Радиус черпания на уровне стояния, м	12,2	12,6	15,6	9,0	14,2
Макс. Радиус черпания, м	18,2	18,4	22,6	14,5	23,4
Макс. Радиус разгрузки, м	16,3	16,3	20	12,6	20,9
Макс. Высота черпания, м	12,5	13,5	16,4	10,3	17
Время цикла, с	26	26	28	23	30

1 2 3 4

Скачать файл (163 kb.)

Лекции - Процессы открытых горных работ - файл Лекции.doc

Доступные файлы (1):

Лекции.doc