Процессы открытых горных работ

Размещено на http://www.allbest.ru/

Размещено на http://www.allbest.ru/

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_д k_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.

...