Открытые горные работы Лекция 2 Подготовка пород к выемке

Подготовка горных пород к выемке выполняется с целью создания оптимальных условий для последующих процессов выемки и погрузки горной массы, транспортировки и формирования отвалов. В зависимости от состояния и типа пород, их подготовка может включать осушение, защиту от замерзания или оттаивания мерзлых пород, гидравлическое размягчение или упрочнение, а также механическое или взрывное рыхление. В основном, применяются гидравлическое, механическое и взрывное рыхление.

Гидравлические методы подготовки пород основаны на способности пород пропускать воду или растворы через себя. При этом, пропускание воды ослабляет прочность пород, что приводит к снижению сил сцепления между частицами и вымыванию цемента, который скрепляет породу. Гидравлическое размягчение применяется при разработке плотных глин методом гидромеханизации, как, например, на Талдинском разрезе в Кузбассе.

Механическое рыхление пород обычно осуществляется одновременно с их выемкой. Для этого применяются экскаваторы, скреперы, бульдозеры и другая специализированная техника. В случае плотных и крепких пород может быть использовано предварительное рыхление с помощью специальных рыхлителей.

Взрывной метод подготовки пород заключается в отделении породы от массива и раздроблении ее до заданного размера. Он наиболее эффективен при подготовке полускальных пород и является единственным методом для скальных пород. При проведении взрывных работ на карьерах основными требованиями являются достижение требуемой степени дробления пород и ограничение максимально допустимого размера породных кусков в соответствии с вместимостью ковша экскаватора Е

$l_{к}\le (0,7÷0,8)\sqrt[3]{3Е}$, м       (2.1)

емкостью V транспортного сосуда

$l_{к}\le 0,5\sqrt[3]{3V}$, м       (2.2)

меньшим размером А_др приемного отверстия бункера или дробильной установки

$l_{к}\le (0,75÷0,85){А}_{др}$, м      (2.3)

шириной В_к ленты конвейера

$l_{к}\le 0,5{В}_{к}-100$, мм         (2.4)

Минимизация числа негабаритных кусков и достижение равномерного дробления являются важными целями при подготовке горной массы. Развал горной массы должен происходить таким образом, чтобы его размеры и форма соответствовали требованиям используемого погрузочного оборудования. Объем взрывной горной массы должен обеспечивать непрерывную работу погрузочных машин в безопасных условиях и с высокой эффективностью. Из различных методов взрывания, самым распространенным является метод скважинных зарядов. Он предполагает размещение взрывчатых веществ в скважинах диаметром от 75 до 400 мм и длиной до 30-50 метров. Методы котловых и камерных зарядов обычно используются для взрывания на выброс и сброс, так как они не обеспечивают равномерное дробление пород. Метод шпуровых зарядов применяется преимущественно при выполнении небольших объемов работ и дроблении негабаритных пород.

Взрывные скважины и их параметры

Для взрывных скважин важными параметрами являются их диаметр (dс), глубина (Lс), перебур (lп) и угол наклона (βс). Выбор диаметра скважин осуществляется с учетом физико-механических свойств горных пород, требуемой степени дробления и общего объема работ. На карьерах обычно используются скважины диаметром от 100 до 320 мм. Скважины с малым диаметром применяются для крепких и сложно взрываемых пород, а скважины с большим диаметром — для легко и средневзрываемых пород при использовании мощного погрузочного оборудования.

Глубина скважин зависит от высоты уступа h_у и определяется из выражения

$L_c=\frac{h_y}{\sin .{\beta }_c}+l_{п}$, м      (2.5)

Перебур скважины необходим для обеспечения правильного проработки подошвы уступа при взрыве зарядов взрывчатых веществ. Это позволяет создать оптимальные условия для работы погрузочного оборудования и перемещения транспортных коммуникаций на уступе. Глубина перебура определяется в зависимости от высоты уступа, резистивности подошвы, диаметра скважин, свойств используемых взрывчатых веществ, физико-механических свойств пород и особенностей их расположения. Обычно глубина перебура варьируется в пределах от 0,3 до 0,5 метров. В случае легко взрываемых пород перебур не требуется. Наибольшее применение на карьерах получили вертикальные скважины, так как при их бурении достигается наибольшая производительность бурстанков и создаются хорошие условия для механизированной зарядки скважин. Наклонные скважины бурятся под углом от 60 до 85 градусов. Горизонтальные скважины используются в комбинации с вертикальными скважинами при большой высоте уступов, когда в основании уступов находятся породы недостаточной крепости.

Буримость пород и способы бурения взрывных скважин

Показатель буримости пород П_б может быть определен по формуле

${П}_{б}=0,007({\sigma }_{сж}+{\sigma }_{сдв})+0,7\gamma$      (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 прокладываются с использованием различных типов буровых станков, которые могут быть классифицированы по характеру разрушающих напряжений, которые они создают на забое скважины. Существуют три основных класса буровых станков: станки с механическим воздействием, станки с термическим воздействием и станки с комбинированным воздействием.

Первый класс включает станки, основанные на вращательном бурении с применением режущих коронок (станки типа СБР), роторного бурения с использованием шарошечных долот (станки типа СБШ), ударно-канатного бурения (станки типа СБК), станки с погружными пневматическими молотками (пневмоударные станки типа СБУ), а также станки ультразвукового, взрывного и гидравлического бурения.

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

Третий класс буровых станков сочетает в себе механическое и термическое воздействие на забой скважин.

Самым распространенными станками являются типы СБШ и СБР, которые составляют 85-90% всех скважин, буримых на карьерах основных отраслей горнодобывающей промышленности. Станки типа СБК были сняты с производства из-за их низкой производительности. Станки ультразвукового, взрывного, гидравлического и плазменного бурения находятся в стадии лабораторных и промышленных экспериментов.

При использовании станков СБР для бурения скважин, долота с резцами, армированными твердосплавом, применяются. Для плотных пластичных пород с Пб менее 4 используются резцы с наклонным расположением породоразрушающих лезвий для лучшего центрирования долота. Для бурения крепких пород с Пб равным 6 используются резцы с прерывистыми лезвиями в форме впаянных штырей твердосплава. Однако, такие резцы могут использоваться только один раз. Чтобы избежать этого недостатка, используются резцы со сменными пластинками из твердосплава.

Станки СБР 125 и СБР 160 позволяют бурить скважины диаметром 110, 125 и 160, 200 мм соответственно на глубину до 25 м. Угол наклона скважин может быть от 60 до 90 градусов.

На шарошечных станках используются шарошечные долота, армированные твердосплавом. При вращении долот зубья или штыри скалывают частицы породы, которые уносятся из забоя с помощью воздуха или водно-воздушной смеси. Шарошечные станки наиболее эффективны для бурения скважин в породах с показателем буримости от 6 до 15. Сменная производительность шарошечных станков составляет 50-60 м при бурении скважин в породах с показателем буримости от 12 до 15. При бурении скважин в менее прочных породах, сменная производительность станка может достигать 100 м и более.

Станок 2СБШ-200Н предназначен для бурения скважин диаметром 214 мм и глубиной до 24 м, угол наклона может быть от 60 до 90 градусов. Станок СБШ-250МН предназначен для бурения скважин диаметром 243 мм и глубиной до 32 м, с теми же диапазонами углов наклона. Станок СБШ-320 предназначен для бурения скважин диаметром 320 мм, глубиной до 40 м при угле наклона 90 градусов.

Бурение скважин с использованием пневмоударных станков осуществляется путем разрушения породы при помощи погружного пневмоударного механизма. Этот механизм работает следующим образом: сжатый воздух, поступающий по буровой штанге, вызывает возвратно-поступательное движение поршня с бойком, который наносит удары по хвостовику буровой коронки. Разрушение породы происходит как в момент удара, так и между ударами, когда лезвия вращающейся буровой коронки скалывают породу. Количество ударов в минуту по хвостовику буровой коронки составляет от 1700 до 2500. Буровая мелочь удаляется из скважины сжатым воздухом или водо-воздушной смесью.

Станок СБУ-125 предназначен для бурения скважин диаметром от 105 до 125 мм на глубину до 22 м при угле наклона от 15 до 104 градусов. Станок СБУ-160 предназначен для бурения скважин диаметром 155 мм на глубину до 36 м при угле наклона от 60 до 90 градусов. Станок СБУ-200 предназначен для бурения скважин диаметром 200 мм на глубину до 34 м при угле наклона от 60 до 90 градусов.

При бурении скважин станками СБ0 используется высокотемпературная воздушная струя, которая вызывает разрушение породы. Вращающийся термобур служит инструментом для разрушения породы. Горючее и окислитель смешиваются в камере сгорания огнеструйной горелки, образуя высокотемпературную газовую струю, которая приобретает сверхзвуковую скорость при прохождении через соловой аппарат. Охлаждение горелки и подавление пыли 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

Существуют два вида комбинированного бурения — механическое бурение с использованием ударных и режущих шарошек. В ударно-шарошечном бурении комбинируются шарошечное долото и пневмоударник. Комбинированный режуще-шарошечный инструмент сочетает в себе режущие и шарошечные долота.

Среди опытно-экспериментальных способов бурения можно выделить взрывное, плазменное и ультразвуковое бурение. При взрывном бурении заряды взрывчатых веществ серийно подаются в скважину и последовательно взрываются. Существуют два способа взрывного бурения — ампульное (патронное) и струйное.

При плазменном бурении между двумя электродами создается постоянная электрическая дуга, которая выдувается из сопла с помощью сжатого воздуха и воздействует на скважину. Температура в факеле разряда дуги может достигать 6000 градусов Цельсия, а скорость истечения газов составляет 2000 м/с.

При плазменной струе порода плавится и частично испаряется. После этого скважина может быть расширена механическим способом. Для эффективного бурения скважины важно обеспечить точное расстояние между забоем скважины и срезом плазмобура, которое составляет 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

${П}_{б.см}=\frac{{Т}_{см}}{{Т}_{о}+{Т}_{в}}{К}_{и.б}$ , 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.

${К}_{и.б}=\frac{{Т}_{см}-({Т}_{п.з}+{Т}_{р}+{Т}_{в.п})}{{Т}_{см}}$       (2.2)

где:

Т_п.з, Т_р, Т_в.п – соответственно продолжительность подготовительно-заключительных операций, регламентированных перерывов и внеплановых простоев.

Продолжительность основных операций

${Т}_{о}=\frac{1}{v_{б}}$, 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 основании 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

${П}_{б.г}={П}_{б.см}{n}_{см}N$, 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

$N_{б.р}=\frac{V_{г.м}}{{П}_{б.г}{q}_{г.м}}$,      (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 _у, 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

.

${W{y}_{у}}_{min}$ , м       (2.6)

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

Расстояние между скважинами в ряду «а» и между рядами скважин «b» выбирается таким образом, чтобы обеспечить равномерное распределение взрывчатых веществ в массиве породы. Конкретные значения «а» и «b» зависят от взрываемости пород, диаметра скважин, требуемой степени фрагментации, высоты уступа и схемы взрывания. Подбор этих значений осуществляется с учетом коэффициента сближения скважин (m), который выражается как отношение «а» к диаметру скважины «W». Значения коэффициента сближения могут варьироваться от 0,75 до 1,4 на карьерах.

В зависимости от типа пород, для легковзрываемых пород значение m составляет от 1,1 до 1,4, для пород средней взрываемости — от 1 до 1,1, а для трудновзрываемых пород — от 0,75 до 1.

При шахматном расположении скважин, расстояние между рядами скважин (b) примерно равно 0,85 от расстояния между скважинами в ряду (a). При квадратном расположении скважин, «b» равно 0,85 от «a».

Существуют два типа взрывания скважинных зарядов: мгновенное и короткозамедленное. Короткозамедленное взрывание позволяет увеличить расстояние между скважинами путем изменения направления отрыва породы от массива, более полного использования энергии взрыва и снижения сейсмического воздействия. Интервал замедления (τ) для короткозамедленного взрывания может изменяться от 5 до 250 мс.

Интервал замедления при однорядном расположении скважин можно приближенно определить с помощью определенной формулы

$\tau ={К}_{в}W$, 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 увеличивается на 25%.

Принципы расчета скважинных зарядов

Заряды взрывчатых веществ могут быть сплошными или сосредоточенными по своей конструкции. Сплошной заряд размещается в нижней части скважины и оказывает основное воздействие на нижнюю часть уступа. При взрыве сплошных зарядов, особенно в твердых и труднодробимых породах, часто образуется негабаритный фрагмент.

Сосредоточенные заряды имеют воздушные промежутки в своей конструкции. В Институте горного дела имени А.А. Скочинского под руководством академика Н.В. Мельникова была разработана конструкция рассредоточенных зарядов. Они позволяют улучшить фрагментацию породы за счет дополнительного использования энергии взрыва, тратящейся на измельчение 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

l_заб=W, м        (2.12)

где =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

$l_{вв}=\frac{Q_{з}}{{Р}_{вв}}$, м        (2.14)

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

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

Значение l_вв должно удовлетворять условию

$l_{вв}\le L_c-(l_{заб}+l_{в.п})$        (2.15)

Вторичное дробление

Метод вторичного дробления горных пород означает разрушение крупных обломков породы путем взрыва, тепла, электричества или механических средств. Применение метода накладных зарядов рекомендуется для хрупких и легко дробимых пород, а также при небольшом объеме работ. В этом случае затраты на использование большего количества взрывчатки меньше затрат на бурение шпуров. Толщина накладного заряда составляет 4-5 см. При этом он покрывается слоем глины или песка толщиной не менее толщины заряда для увеличения эффективности. Для повышения эффективности накладных зарядов используются специальные заряды с мощной взрывчаткой, что позволяет снизить затраты на взрывчатку в 5-7 раз.

Шпуровые заряды используются при бурении отверстий диаметром 25-60 мм до глубины, составляющей 25-50% от толщины обломка. Удельный расход взрывчатки составляет 0,1-0,3 кг/м³. Для бурения шпуров может применяться ручное или колонковое оборудование. Чтобы уменьшить разлет кусков и расход взрывчатки, в шпуры помещаются небольшие заряды с высокобризантной взрывчаткой и заполняются жидкостью (гидрозабойкой).

Механический способ дробления обломков основан на использовании силы тяжести крупного груза, который подвешивается к крану или экскаватору при помощи каната. Груз может иметь форму шара или цилиндра. Для направленных ударов могут применяться специальные бутобои.

Термические и электротермические способы дробления обломков основаны на местном нагреве с использованием различных источников тепла, таких как реактивные горелки или электрическая дуга. На карьерах для этой цели обычно используется низкочастотный нагрев токами промышленной частоты при низком напряжении.

Механизация вспомогательных работ при бурении и взрывании скважин

Ко вспомогательным работам при бурении и взрывании скважин относятся такие задачи, как планировка площадок и уступов для установки буровых станков, доставка бурового инструмента и материалов, перемещение оборудования с уступа на уступ, погрузка и разгрузка взрывчатых материалов, подготовка компонентов и простейших взрывчатых веществ, транспортировка взрывчатки к месту заряжания, заряжание и забойка скважин.

Для планировки площадок и уступов обычно используются бульдозеры. Если на площадке имеются неровности из крепких пород, для их выравнивания могут применяться небольшие буровые установки.

Для заряжания скважин используются зарядные машины различных типов. Для гранулированных взрывчатых веществ использовуются однобункерные машины, которые перемещают взрывчатку с места приготовления до места заряжания. Для приготовления зерногранулитов на месте заряжания, применяются двухбункерные машины (с бункерами для тротила и аммиачной селитры). Заряды в скважину могут быть поданы с помощью сжатого воздуха, шнека или путем использования силы тяжести. Масса заряда контролируется дозатором. На карьерах обычно применяется универсальная пневмозарядная машина СУЗН-5А, которая смонтирована на шасси КрАЗ-222 и имеет два бункера общей емкостью 7 м3. Она может заряжать скважины как гранулированным тротилом, так и зерногранулитом. Для забойки скважин используется забоечная машина СУЗН-1, которая устанавливается на шасси МАЗ. В качестве забойного материала могут использоваться песок, отходы обогатительных фабрик или 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

$r_{в}={К}_{в}\sqrt{Q}$        (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

$r_{в}^{/}=200\sqrt[3]{3Q}$, 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

$r_{с}=(1,1÷1,2){К}_{с}\sqrt[3]{3Q}$ ,м        (2.18)

где:

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

К_с =3 – 20.

Применение навесных рыхлителей

Рыхлитель, который крепится к раме базового трактора при помощи трех или четырех шарниров и управляется одним или двумя гидроцилиндрами, является очень эффективным инструментом, применяемым на карьерах. Он используется на мощных тракторах и тракторах средней мощности. Рыхлители эффективно применяются для послойного рыхления полускальных и сильнотрещиноватых скальных пород, руд, известняков, мергелей и песчаников с коэффициентом крепости до 8, а также для мерзлых пород.

Процесс рыхления состоит в следующем: при опускании рыхлителя в процессе движения трактора, зубья заглубляются, а при последующем его перемещении происходит послойное рыхление породы. В полускальных и сильнотрещиноватых породах часто используют однозубые рыхлители, а в породах небольшой крепости могут применяться многозубые рыхлители для увеличения производительности.

Глубина эффективного рыхления при параллельных ходах рыхлителя определяется по формуле

$h_{э}=\frac{1}{{К}_2}\left[{К}_1{h}_3-\frac{tg\alpha }{2}\left(C-b\right)\right]$, м       (2.19)

где:

К₁ – коэффициент формы поперечного сечения борозды;

К₂ – коэффициент влияния состояния массива;

h_з – величина заглубления зуба, м;

— 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

${П}_{р}=\frac{3600Сh_{э}{К}_{и.р}}{\frac{1}{v_{р}}+\frac{t_{пер}}{L}}$, м³ (2.20)

при параллельно-перекрестных ходах

${П}_{р}=\frac{3600Сh_{э}{К}_{и.р}}{\frac{1}{v_{р}}\left(\frac{1}{C}+\frac{1}{C^{‘}}\right)+t_{пер}\left(\frac{1}{СL}+\frac{1}{C^{‘}{L}^{‘}}\right)}$, 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.

 

Pro

About Author