ПОДГОТОВКА ГОРНЫХ ПОРОД К ВЫЕМКЕ

• В оглавление
• Горнодобывающий карьер - описание и характеристики.
• Карьерный транспорт.
• Отвалообразование вскрышных пород
• Системы открытой разработки полезных ископаемых
• Подготовка горных пород к выемке
  
• Вскрытие пород
• Выемка и погрузка горных пород
  

Подготовка горных пород к выемке осуществляется с целью создания технической возможности и наилучших условий для выполнения последующих процессов выемки и погрузки горной массы, транспортирования, отвалообразования, и т.д. В зависимости от типа и состояния пород подготовка их к выемке может осуществляться осушением, предохранением от промерзания, оттаиванием мерзлых пород, гидравлическим ослаблением или упрочнением, механическим и взрывным рыхлением. Наиболее распространены гидравлическое, механическое и взрывное рыхление.

Гидравлические способы подготовки пород к выемке основаны на свойствах пород пропускать через себя воду и растворы. При этом ослабление прочности пород при просачивании воды проявляется в снижении сил сцепления отдельных частиц и вымывании скрепляющего их цемнета. Гидравлическое разупрочнение используют при разработке плотных глин способом гидромеханизации. В Кузбассе этот способ применяется на Талдинском разрезе.

Механическое рыхление пород обычно совмещается с их выемкой. В качестве рыхлителей в этом случае выступают экскаваторы, скреперы, бульдозеры, и т.д. Применяется также предварительное рыхление плотных и крепких пород специальными рыхлителями.

Сущность взрывного способа подготовки к выемке состоит в отделении пород от массива и дроблении их до заданной крупности. Он нашел преобладающее применение при подготовке полускальных пород и является единственным способом при подготовке скальных пород.

К взрывным работам на карьерах предъявляются следующие основные требования. Взрывание массива должно обеспечивать требуемую степень дробления. Максимально допустимый размер кусков l_к может быть ограничен емкостью ковша экскаватора Е

, м (2.1)

емкостью V транспортного сосуда

, м (2.2)

меньшим размером А_др приемного отверстия бункера или дробильной установки

, м (2.3)

шириной В_к ленты конвейера

, мм (2.4)

Число негабаритных кусков должно быть минимальным, а дробление равномерным. Развал горной массы должен быть кучным, а его размеры и форма – соответствовать параметрам применяемого погрузочного оборудования. Объем взорванной горной массы должен обеспечивать бесперебойную работу погрузочных машин в безопасных условиях и с высокими технико-экономическими показателями. Из известных методов взрывания наибольше распространение получил метод скважинных зарядов. Он заключается в размещении ВВ в скважинах диаметром 75-400 мм и длиной до 30 – 50 м. Методы котловых и камерных зарядов в основном применяются при взрывании на выброс и сброс, так как они не обеспечивают равномерного дробления пород. Метод шпуровых зарядов применяется в основном при малом объеме работ и дроблении негабаритов.

Взрывные скважины и их параметры

Параметрами скважин являются их диаметр d_с, глубина L_с, перебур l_п и угол наклона .

Диаметр скважин выбирается с учетом физико-механических свойств горных пород, требуемой степени их дробления и объемов горных работ. На карьерах применяются скважины диаметром 100 – 320 мм. Скважины малого диаметра применяются в крепких трудновзрываемых породах, а скважины большого диаметра - в легко и средневзрываемых породах при использовании мощного погрузочного оборудования.

Глубина скважин зависит от высоты уступа h_у и определяется из выражения

, м (2.5)

Перебур скважины необходим для хорошей проработки подошвы уступа при взрыве заряда ВВ с целью создания нормальных условий для работы погрузочного оборудования т перемещения транспортных коммуникаций на уступе. Глубина перебура устанавливается в зависимости от высоты уступа, линии сопротивления по подошве, диаметра скважин, свойств применяемого ВВ, физико-механических свойств пород и условий их залегания. Обычно перебур изменяется в пределах 0,3 – 0,5 м. В легковзрываемых породах необходимость в перебуре отпадает. Наибольшее применение на карьерах получили вертикальные скважины, при бурении которых обеспечивается наибольшая производительность бурстанков и хорошие условия для механизированного заряжания скважин. Наклонные скважины бурят по углом 60-85^о. Горизонтальные скважины применяют в комбинации с вертикальными при большой высоте уступов, когда в основании уступов залегают породы небольшой крепости.

Буримость пород и способы бурения взрывных скважин

Показатель буримости пород П_б может быть определен по формуле

(2.6)

По показателю П_б горные породы делятся на 25 категорий, которые разделяются на 5 классов.

Легкобуримые породы – П_б =1 – 5;

Породы средней буримости - П_б =5 – 10;

Труднобуримые породы - П_б =11 – 15;

Весьма трудно буримые породы - П_б =16 – 20;

Исключительно труднобуримые породы - П_б =21 – 25.

Взрывные скважины бурятся станками, которые по характеру воздействия разрушающих напряжений на забой скважины можно разделить на три класса: с механическим воздействием, с термическим воздействием и с комбинированным воздействием.

К первому классу относятся станки вращательного бурения режущими коронками (станки типа СБР), вращательного бурения шарошечными долотами (станки типа СБШ), ударно-канатного бурения (станки типа СБК), станки с погружным пневматическим молотком (пневмоударные станки типа СБУ), станки ультразвукового, взрывного и гидравлического бурения.

Ко второму классу относятся станки огневого (станки типа СБО) и плазменного бурения.

Третий класс буровых станков основан на использовании комбинаций механического и термического воздействия на забой скважин.

Наибольшее распространение получили станки типа СБШ и СБР, которыми бурится на карьерах основных отраслей горнодобывающей промышленности 85-90% скважин. Станки типа СБК из-за низкой производительности сняты с производства. Станки ультразвукового, взрывного, гидравлического и плазменного бурения находятся в стадии лабораторных и промышленных экспериментов.

при бурении скважин станками типа СБР используются долота с резцами, армированными твердым сплавом. Для плотных пластичных пород с П_б < 4 применяются резцы, армированные пластинками из твердого сплава с наклонным расположением породоразрушающих лезвий для лучшего центрирования долота. Для бурения крепких пород с П_б =6 применяют резцы с прерывистыми лезвиями в виде впаянных штырей твердого сплава. недостатком этих резцов является однократность их использования. Этого недостатка лишены резцы со сменными резцами из твердого сплава. Станки СБР 125 и СБР 160 позволяют бурить скважины диаметром 110, 125 и 160, 200 мм соответственно глубиной до 25 м, углом наклона к горизонту 60 – 90^о.

На шарошечных станках в качестве породоразрушающего инструмента используются шарошечные долота, армированные твердым сплавом. При вращении долота зубья или штыри скалывают частицы породы, которые выносятся из забоя воздухом или водовоздушной смесью. Шарошечные станки наиболее перспективны для бурения скважин в породах с показателем буримости П_б =6 – 15. сменная производительность шарошечных станков составляет 50 – 60 м при бурении скважин в породах с показателем П_б =12 – 15. При бурении скважин в менее прочных породах сменная производительность станка возрастает до 100 м и более. Станок 2СБШ-200Н предназначен для бурения скважин диаметром 214 мм, глубиной до 24 м и углом наклона 60 – 90^о. Станок СБШ-250МН предназначен для бурения скважин диаметром 243 мм, глубиной до 32 м и углом наклона 60 – 90^о. Станок СБШ-320 предназначен для бурения скважин диаметром 320 мм, глубиной до 40 м и углом наклона 90^о.

Бурение скважин пневмоударными станками основано на разрушении породы посредством погружного пневмоударного механизма, работа которого состоит в следующем. Сжатый воздух, поступающий по буровой штанге, приводит в возвратно-поступательное движение поршень с бойком, который наносит удары по хвостовику буровой коронки. Разрушение породы происходит как в момент удара по хвостовику, так и в интервалах между ударами, в результате скалывания породы лезвиями вращающейся буровой коронки. Число ударов в минуту по хвостовику буровой коронки составляет 1700 – 2500. Буровая мелочь удаляется из скважины сжатым воздухом или водо-воздушной смесью. Станок СБУ- 125 предназначен для бурения скважин диаметром 105-125 мм, глубиной до 22 м и углом наклона 15 – 104^о. Станок СБУ-160 предназначен для бурения скважин диаметром 155 мм, глубиной до 36 м и углом наклона 60 – 90^о. Станок СБУ-200 предназначен для бурения скважин диаметром 200 мм, глубиной до 34 м и углом наклона 60 -90^о.

При бурении скважин станками СБО разрушение породы происходит за счет напряжений, возникающих в горной породе под воздействием высокотемпературной воздушной струи. в качестве разрушающего инструмента служит вращающийся термобур, работа которого состоит в следующем. В камере сгорания огнеструйной горелки смешивается горючее и окислитель и образуется высокотемпературная газовая струя, которая проходя через соловой аппарат приобретает сверхзвуковую скорость. Охлаждение горелки и пылеподавление осуществляются сжатым воздухом. Станок СБ0-2 предназначен для бурения скважин диаметром 180-220 мм и расширения их до 500 мм, при глубине до 20 м и угле наклона 90^о. Станок СБО-5 предназначен для бурения скважин диаметром 180-220 мм и расширения их до 400 мм, при глубине до 16 м и угле наклона 90^о.

Комбинированное бурение скважин

Различают комбинированное механическое бурение и комбинированное бурение с термомеханическим разрушением. К комбинированному механическому бурению относят ударно-шарошечное и режуще-шарошечное бурение. при использовании ударно-шарошечного бурения в буровом инструменте совмещаются шарошечное долото и пневмоударник. Комбинированный режуще-шарошечный инструмент совмещает режущее и шарошечное долота. К опытно-экспериментальным способам бурения относят взрывное, плазменное, ультразвуковое бурение. сущность бурения с помощью взрывов зарядов ВВ заключается в последовательной подаче на забой скважины малых порций ВВ и их взрывании. Различают два способа взрывного бурения – ампульное (патронное) и струйное. Сущность плазменного бурения состоит в том, что между двумя электродами создается устойчивая электрическая дуга, которая выдувается из сопла с помощью сжатого воздуха и воздействует на забой скважины. В факеле разряда дуги температура достигает 6000^о С а скорость истечения газов равна 2000 м/с. При воздействии плазменной струи порода плавится и частично испаряется. Образуемая скважина затем может расширяться механическим способом. Для эффективного бурения скважины необходимо обеспечить точную фиксацию расстояния между забоем скважины и срезом плазмобура (несколько миллиметров).

Расчет производительности буровых станков

К вспомогательным операциям при бурении скважин относят:

опускание, подъем, наращивание и разъединение бурового става;

очистку скважин от буровой мелочи;

замену породоразрушающего инструмента;

перемещение станка на новую позицию.

Для данных условий бурения и принятого типа станка что время бурения 1 м скважины и выполнения вспомогательных операций является величиной постоянной. Тогда сменная производительность бурового станка

, м (2.1)

где Т_см – продолжительность смены, ч;

Т_о,Т_в – соответственно продолжительность выполнения основных и вспомогательных

операций, приходящаяся на 1 п.м скважины, ч;

К_и.б – коэффициент использования сменного времени.

(2.2)

где Т_п.з, Т_р, Т_в.п – соответственно продолжительность подготовительно-заключительных

операций, регламентированных перерывов и внеплановых простоев.

Продолжительность основных операций

, ч (2.3)

где v_б – техническая скорость бурения, м/ч.

Величины Т_п.з, и Т_р нормируются на карьерах в зависимости от условий работы и в сумме составляют 0,5 – 1 ч. Вспомогательное время Т_в определяется на соновании хронометражных наблюдений. В учебных расчетах его можно принимать соответственно 2 – 6, 2 – 5, 8 – 16 и 4 –5 мин соответственно для станков СБР, СБШ, СБУ и СБО. сменные внеплановые простои станков на карьерах находятся в пределах 1 – 1,5 ч. Кроме внутрисменных простоев имеются и целосменные простои станков (достигающие 20% годового фонда времени), вызванные ремонтами, отсутствием фронта работ, перерывами при взрывных работах, перегонами станков, и др. Поэтому на планируемый период производительность станков рассчитывается с учетом предполагаемого числа рабочих смен. Годовая производительность станка

, м (2.4)

где n_см – число рабочих смен в сутки (обычно 2);

N – 280-290 число дней работы станка в году.

Рабочий парк N_б.р буровых станков определенного типа зависит от запланированного объема V_г.м горной массы, подлежащей обуриванию, и рассчитывается по формуле

, (2.5)

где q_г.м - выход взорванной горной массы с 1 м скважины, м³.

Весьма важное значение на результаты взрыва оказывает величина W, которая зависит от диаметра скважины d_c, высоты уступа h_у, угла откоса уступа , мощности ВВ и плотности заряжания. При завышении величины W плохо прорабатывается подошва уступа, а при ее занижении энергия взрыва тратится на выброс, а не на дробление породы. В практике W=(0,6 – 1) h_у. Минимальное значение W, удовлетворяющее условию безопасности обуривания уступа, определяется по формуле

, м (2.6)

где с=3 – минимально допустимое расстояние от оси скважины до верхней бровки уступа.

Расстояние между скважинами в ряду а и расстояние между рядами скважин b подбирается таким образом, чтобы наиболее равномерно распределить ВВ в массиве Эти величины зависят от взрываемости пород, диаметра скважин, требуемой кусковатости, высоты уступа, схемы взрывания. Их подбор осуществляется с учетом величины m=a:W, называемой коэффициентом сближения скважин, значения которого на карьерах колеблются в пределах 0,75 – 1,4. По условию дробления для легковзрываемых пород m=1,1 – 1,4 , для пород средней взрываемости m= 1 – 1,1 , для трудновзрываемых пород m= 0,75 – 1. При шахматном расположении скважин , при квадратном расположении b=0,85а. Взрывание скважинных зарядов может быть мгновенным и короткозамедленным. Последнее позволяет увеличить расстояние между скважинами за счет изменения направления отрыва породы от массива и более полного использования энергии взрыва, а также снизить сейсмическое действие взрыва. Интервал  замедления при короткозамедленном взрывании изменяется в пределах 5 – 250 мс. Интервал замедления при однорядном расположении скважин можно ориентировочно определить по формуле

, мс (2.7)

где К_в – коэффициент, зависящий от взрываемости породы (для трудновзрываемых пород К_в = 1,5 – 2,5, для средневзрываемых К_в=3 - 4, для легковзрываемых К_в=5 – 6 ), мс/м. При многорядном взрывании значение τ увеличивается на 25%.

Принципы расчета скважинных зарядов

По своей конструкции заряды ВВ могут быть сплошными и сосредоточенными. Сплошной заряд, расположенный в нижней части скважины, воздействует в основном на нижнюю часть уступа. Поэтому при взрыве сплошных зарядов (особенно в крепких труднодробимых породах), образуется негабарит. Рассредоточенные заряды с воздушными промежутками, конструкция которых разработана в ИГД им. А.А.Скочинского под руководством акад. Н.В.Мельникова, позволяют улучшить дробление породы благодаря дополнительному использованию части энергии взрыва, затрачиваемой при сплошном заряде на переизмельчение породы в непосредственной близости к заряду.

Масса скважинного заряда ВВ определяется по формуле

Q_з=qV_п,, кг (2.8)

где q – удельный расход ВВ, кг/м³;

V_п - объем породы, взрываемый зарядом, м³.

Удельный расход ВВ зависит от взрываемости пород и необходимости их дробления. На карьерах он изменяется в значительных пределах (0,15 – 0,9 кг/м³ и более). Для учебных расчетов можно воспользоваться следующими данными.

Легковзрываемые породы 0,2 – 0,4

Средневзрываемые породы 0,4 – 0,6

Трудновзрываемые породы 0,6 – 0,9

В практике масса заряда определяется по формулам:

для скважин первого ряда

Q_з=qWh_уа, кг (2.9)

для скважин следующих рядов

Q_з=qbh_уа, кг (2.10)

Для рассредоточенных зарядов масса нижней части заряда

Q_з.н=(0,65 – 0,75) Q_з, кг (2.11)

Длину забойки сплошного заряда можно ориентировочно определить по формуле

, м (2.12)

где μ=0,4 – 0,7 – коэффициент забойки.

Длина воздушного промежутка

l_в.п =(0,17 – 0,35)l_вв, м (2.13)

где l_вв – длина заряда, м

, м (2.14)

где Р_вв – вместимость ВВ в 1 м скважины, кг;

Р_вв=7,85²Δ, кг; d_c – диаметр скважины, дм; Δ - плотность заряжания ВВ в скважине, кг/дм³.

Значение l_вв должно удовлетворять условию

(2.15)

Вторичное дробление

Под вторичным дроблением горных пород понимают разрушение негабаритных кусков действием взрыва, термическими, электротермическими или механическими способами.

Метод накладных зарядов применяется при хрупких и легкодробимых породах и небольшом объеме работ, когда затраты на повышенный расход ВВ (2 – 2,5 кг/м³) меньше затрат на бурение шпуров. Накладной заряд толщиной h_з=4-5 см располагают на поверхности негабарита и прикрывают слоем глины или песка толщиной . для повышения эффективности накладных зарядов используют специальные заряды мощных ВВ с кумулятивной выемкой, которые позволяют снизить расход ВВ в 5 – 7 раз.

При шпуровых зарядах диаметр шпура составляет 25 – 60 мм а глубина шпуров h_ш=(0,25 – 0,5)h_н, где h_н – толщина негабарита). Удельный расход ВВ составляет 0,1 – 0,3 кг/м³. Для бурения шпуров используются ручные и колонковые перфораторы. Для уменьшения разлета кусков и расхода ВВ в шпуры помещают малые заряды высокобризантного ВВ (заряды в 8-12 раз меньше, чем обычные) и заполняют их жидкостью (гидрозабойка).

Механический способ дробления негабарита основан на использовании силы тяжести падающего груза массой 1,5 – 5 т, который подвешивается к канату крана или экскаватора. Груз имеет форму шара или цилиндра. Эффективность дробления повышается при направленных ударах с помощью специальных бутобоев.

Термические и электротермические способы дробления негабаритов основаны на местном нагреве негабаритных кусков с использованием различных источников тепла (реактивные горелки, электрическая дуга, и т.д). На карьерах применяется низкочастотный нагрев токами промышленной частоты при низком напряжении.

Механизация вспомогательных работ при бурении и взрывании скважин

К вспомогательным работам при бурении и взрывании скважин относятся планировка площадок и уступов для передвижения и установки буровых станков, доставка к месту работ бурового инструмента и материалов, перемещение бурового оборудования с уступа на уступ, погрузочно-разгрузочные работы на складах взрывчатых материалов (ВМ), подготовка компонентов и приготовление простейших ВВ, транспортирование ВВ к месту заряжания, заряжание и забойка скважин.

Для планирования площадок уступов используют бульдозеры. При выравнивании площадок уступов, сложенных крепкими породами, иногда применяют небольшие буровые установки для обуривания неровностей.

Для заряжания скважин применяются зарядные машины различных конструкций. Для гранулированных ВВ используются однобункерные машины, доставляющие ВВ от пункта приготовления до места заряжания и двухбункерные (под тротил и аммиачную селитру) для приготовления их на месте заряжания различных по составу зерногранулитов. Из бункера в скважину ВВ подается сжатым воздухом, шнеком или под действием силы тяжести. Масса заряда в скважине контролируется дозатором. На карьерах применяется универсальная пневмозарядная машина СУЗН-5А с двумя бункерами общей емкостью 7м³, смонтированная на шасси КрАЗ-222. Она может заряжать скважины как гранулированным тротилом, так и зерногранулитом. Для забойки скважин применяется забоечная машина СУЗН-1 (на шасси МАЗ). В качестве забойки используют песок, отходы обогатительных фабрик, мелкий щебень.

Безопасность при ведении взрывных работ на карьерах

Безопасное расстояние при проектировании взрывов определяется по действию воздушной волны, разлету осколков и сейсмическому действию взрыва.

Радиус опасной зоны по действию воздушной волны на человека определяется по формуле

(2.16)

где К_в = 10 – 15 коэффициент, учитывающий расположение зарядов относительно

свободных поверхностей;

Q – общая масса одновременно взрываемых ВВ, кг.

Радиус опасной зоны по действию воздушной волны на сооружения (при отсутствии повреждений остекления) определяется по формуле

, м (2.17)

Радиус опасной зоны по разлету осколков определяется с учетом опасной зоны W_усл сопротивления по подошве, равной 0,7W_max. Радиус опасной зоны по разлету осколков r_р должен быть не менее 200 м при равнинном рельефе и не менее 300 м на косогоре.

Радиус опасной зоны по сейсмическому действию на здания и сооружения определяется по формуле

,м (2.18)

где К_с – коэффициент, зависящий от свойств породы в основании зданий и сооружений

К_с =3 – 20.

Применение навесных рыхлителей

Навесной рыхлитель крепится к раме базового трактора при помощи трех или четырех шарниров и управляется одним-двумя гидроцилиндрами. На карьерах эффективно используются рыхлители на базе мощных тракторов и тракторов средней мощности. Рыхлители эффективно применяются для послойного рыхления полускальных и сильнотрещиноватых скальных пород и руд, известняков, мергелей и песчаников с коэффициентом крепости до 8 и мерзлых пород. Сущность рыхления состоит в следующем. при опускании рыхлителя в процессе движения трактора происходит заглубление зубьев, а при последующем его перемещении – послойное рыхление. В полускальных и сильнотрещиноватых породах используют однозубые рыхлители, а в породах небольшой крепости – многозубые (с целью увеличения их производительности).

Глубина эффективного рыхления при параллельных ходах рыхлителя определяется по формуле

, м (2.19)

где К₁ – коэффициент формы поперечного сечения борозды;

К₂ – коэффициент влияния состояния массива;

h_з – величина заглубления зуба, м;

α- угол наклона боковых стенок борозды, 40 – 60^о;

С – расстояние между смежными ходами, 1,1 – 1,6 м;

b – ширина основания борозды, м.

Часовая производительность рыхлителя определяется по формуле

при параллельных ходах

, м³ (2.20)

при параллельно-перекрестных ходах

, м³ (2.21)

где К_и.р =0,7 – 0,8 коэффициент использования рабочего времени рыхлителя;

v_р – рабочая скорость движения рыхлителя 0,9 – 1,5, м/с;

t_пер – время переезда рыхлителя на другую полосу 30 – 50 с;

L – длина параллельной борозды 100 – 300 м;

L’ – длина перекрестной борозды 50 – 150 м;

С’ =(1,2 – 1,5)С – расстояние между дополнительными ходами, м.