Е.В. Курехин Технологические процессы открытых горных работ

10

Горизонтальную мощность полезного ископаемого определяют по формуле (м):

mГ =	М	,	(2.3)
	SIN αП.И

где М – нормальная мощность залежи, м; αП.И – угол падения залежи, град.

Далее определяют ширину дна карьера Вd, которая не должна быть менее 30 м. Поэтому необходимо сравнить ограничивающий параметр с горизонтальной мощностью залежи, т.е:

mГ ≥ Bd ≥ 30.

(2.4)

В случае, если величина mГ ≥ 30 м, то ширину дна карьера принимают равной горизонтальной мощности Вd = mГ.

Для наклонных и крутых залежей конечную глубину (м) карьера определяют по формуле проф. Б.П. Боголюбова:

НК = 0,5 КИЗ mГ КГР tgγВ ,

(2.5)

КИЗ – коэффициент извлечения полезного ископаемого, КИЗ = 0,95-0,97; γВ – угол наклона нерабочего борта (угол погашения борта) с висячей стороны пласта, град. Угол погашения борта с лежачей стороны пласта при выполнении практической работы определяется геометрическим построением (см. ниже).

На горизонте −h4 граничный коэффициент вскрыши должен быть равен текущему КТ. Глубина Н’К соответствует первому этапу разработки карьера. Определяют специальным горно-геометрическим анализом.

Графическое построение поперечного сечения карьера производится в следующем порядке (рис. 2.1).

1. От поверхности откладывают значение глубины карьера НК и проводят линию горизонта (гор. –h10 на рис. 2.1). От этой линии вверх проводят линии вышележащих горизонтов. Горизонты располагаются на расстоянии, равном высоте уступов (табл. 2.1).

		Высота уступа для мехлопат			Таблица 2.1
	Параметры	ЭКГ-5А	ЭКГ-8И	ЭКГ-12	ЭКГ-20А
	Высота	10,0	12,5	15,5	18,0
	уступа, м

11

Верхний горизонт может быть неполный по высоте и в лабораторной работе принимается как уступ по рыхлым отложениям (высота рыхлых отложений h0 на гор. –h1 на рис. 2.1).

2.На горизонте конечной глубины карьера (гор. – h10 на рис. 2.1) от линии почвы пласта откладывают значение ширины дна траншеи Вd (линия АВ на рис. 2.1).

3.От т. А под углом наклона нерабочего борта с висячей стороны

пласта γВ проводят прямую АС до пересечения с дневной поверхностью в точке С.

4. Затем находят горизонт, на котором КГР=КТ. Для этого отстраивается положение дна карьера на любом горизонте путем проведения из т. А луча АК в направлении к поверхности и параллельно кровле пласта. Далее из т. С дневной поверхности под углом рабочего борта βР к горизонту проводят прямую до пересечения в т. Е с лучом АК, что определяет положение горизонта (гор. – h4), на котором КГР=КТ.

5. Из точки F под углом рабочего борта βН проводят прямую до пересечения с дневной поверхностью в точке D. Соединяя точку D с

точкой В, получают борт погашения со

стороны

почвы

пласта.

Измеряется угол борта - γЛ.

Периметр дна карьера (м):

Р = 2 (Ld + Bd .

(2.6)

где Ld – длина карьера по дну, м.

Площадь подошвы карьера (м2):

SП = Ld Bd .

(2.7)

Объем горной массы в контурах карьера определяют по

формуле(м3):

1

1

1

1

V

=S

Н

+

РН2 ctg

(γ

+ γ

) +

π Н3

сtg2

(γ

+ γ

) . (2.8)

2

ГМ

П

К

2

К

В

Л

3

К

2

В

Л

Далее определяют объем геологических запасов полезного

ископаемого в принятых границах (м3):

VП.И = mГ Ld (HК − h0 ),

(2.9)

где VП.И – объем геологических запасов полезного ископаемого, м3; h0 – мощность рыхлых отложений (наносов), м.

Промышленные запасы полезного ископаемого составляют (т):

VП.З = VП.И ρП.И КИЗ,

(2.10)

12

где VП.З – величина промышленных запасов полезного ископаемого, т; ρП.И – плотность полезного ископаемого, т/м3 (уголь ρП.И = 1,35); КИЗ – коэффициент извлечения полезного ископаемого (КИЗ=0,92-0,96).

Объем вскрышных пород в конечных контурах карьера равен (м3):

VВ = VГМ −VП.И.

(2.11)

Средний промышленный коэффициент вскрыши составит (м3/т):

К	СР	=	VВ	.	(2.12)
			V
			П.З

Геометрические параметры верхних контуров карьера определяют следующим образом:

• ширина карьера по верху (м)

ВK = Вd + HК (ctgγВ + ctgγЛ ),	(2.13)
• длина карьера по верху (м)
LК = Ld + 2HК ctgγT ,	(2.14)

где γТ – угол откоса бортов карьера в торцах, град (в учебных целях принимают γТ = 40 град).

2.3. Производственная мощность и срок службы карьера

Производственную мощность карьера (т/год) определяют исходя из заданного темпа углубки карьера:

А = М hГLdρП.И KИЗ,

(2.15)

где hГ – годовой темп углубки карьера, м/год. Практически темп углубки при погрузке в железнодорожный транспорт составляет 10-12 м/год, при погрузке в автомобильный транспорт – 20-30 м/год.

Срок службы карьера (лет) равен

Т = ТР +ТП +ТЗ,	(2.16)
где ТР, ТЗ – соответственно, время развития и затухания	карьера

(ТР=ТЗ= 1-2 года), лет; ТП – время работы карьера с постоянной производственной мощностью, лет:

	ТП = ρП.ИVП.И −0,5A(TP +TЗ ).				(2.17)
			А
	Для последующих расчетов используют следующие годовые объ-
	емы:
	• полезного ископаемого (м3/год)
	V	=	A	,	(2.18)
			ρ
	ПГ
			П.И

	13
•	вскрышных пород (м3/год)
	VВ.Г = A KT MAX ,	(2.19)
•	горной массы (м3/год)
	VГ.Г = VВГ +VПГ ,	(2.20)
•	вскрышных пород, подлежащих бурению (м3/год)
	VБГ = VВГ ,	(2.21)
где КТMAX – максимальный текущий коэффициент		вскрыши
(КТMAX = КГР), м3/т.

Литература: [1, с. 11-14; 2, с. 16-31].

Практическое занятие № 3

Тема занятия: “Определение параметров взрывной подготовки вскрышных пород”.

Цель занятия: научить студентов определять параметры взрывной подготовки вскрышных пород.

Для достижения поставленной цели студент должен знать из лекционного курса и учебной литературы основные типы горных пород, их технологические свойства, типы ВВ, применяемых на открытых горных работах, а также требования, предъявляемые к взрывной подготовке пород.

3.1. Общие сведения

Вскрышные породы, подлежащие разрушению буровзрывным способом, можно разделить на три группы: легковзрываемые с пределом прочности на одноосное сжатие до σСЖ = 40 МПа, средней взрываемости с пределом прочности на одноосное сжатие σСЖ = 40-80 МПа и трудновзрываемые при σСЖ = 80-100 МПа. Предел прочности на сжатие является одним из важных показателей технологических свойств пород.

При производстве буровзрывных работ необходимо соблюдение следующих требований:

•разрушение пород уступа на куски, не превышающие нужных размеров;

•получение развала взорванной породы уступа необходимой ширины и высоты;

•создание определенного запаса разрыхленной породы, обеспечивающего длительную работу погрузочных средств;

14

• обеспечение безопасности и экономичности работ.

Расчет параметров взрывной подготовки вскрышных пород осуществляется в последовательности, изложенной ниже.

3.2. Расчет удельного расхода взрывчатого вещества

Удельный расход ВВ (взрывчатого вещества) является одним из главных показателей разрушения вскрышных пород взрывом и характеризуется величиной ВВ (в кг), которое требуется для разрушения 1м3 породы с заданной степенью дробления.

В табл. 3.1 – 3.6 приведены необходимые показатели для расчета величины удельного расхода ВВ.

Таблица 3.1 Классификация вскрышных пород по блочности

	Сопротивляемость		Категория	Блочность пород		Величина
	пород взрыву		пород по			одноосного
			блочности			сжатия, МПа
	Легковзрываемые		I	мелкоблочные		до 40
	Средней		II	среднеблочные		40-60
	взрываемости		III	крупноблочные		60-80
	Трудновзрываемые		IV	весьма крупноблочные		80-100
				исключительно
			V			более 100
				крупноблочные
	Удельный расход ВВ (кг/м3) определяют по формуле:
			5000 KBB 3 σСЖ (z −1)
	q =				,	(3.1)
		σСЖ (705 −968d −1,5β+0,6HУ )

где КВВ – переводной коэффициент ВВ (табл. 3.5); σСЖ – предел прочности на сжатие, МПа; z – степень взрывного дробления (табл. 3.6); d – диаметр скважинного заряда (табл. 3.2), м; β – угол наклона скважин к горизонту, град; НУ – высота уступа (см. практическое занятие № 4 формула (4.2)), м.

Для обеспечения качественного дробления вскрышных пород взрывом необходимо выбрать рациональный диаметр скважин исходя из прочностных свойств пород и заданной марки экскаватора по табл. 3.2.

При расчете удельного расхода ВВ в учебных целях принимается, что взрываемые породы являются сухими.

15

Таблица 3.2 Рациональные значения диаметров скважин, мм

Марка		Категория пород по блочности
экскаватора
	I	II	III	IV	V
ЭКГ-5А	190-214	190-214	150-160	150-160	150-160
ЭКГ-8И	244-270	244-270	190-214	150-160	150-160
ЭКГ-12	270-320	270-320	244-270	190-216	190-216
ЭКГ-20А	270-320	270-320	244-270	190-216	190-216

Указанные диаметры скважин могут быть пробурены следующими типами буровых станков (табл. 3.3).

Таблица 3.3 Основные технологические характеристики буровых станков

		Тип бурового станка
Показатели
	2СБШ-	СБШ-	СБШ-	СБР-	СБР-
	200-32	250МН	320-36	160А-24	200-32
		А-32
Прочность буримых
пород, МПа	50-120	50-120	50-120	30-60	30-60
Диаметр скважин d, мм	190, 214	243, 269	295, 320	125, 160	200
Глубина бурения lБ, м	32	32	36	24	32
Угол наклона скважин	60, 75,	60, 75,	60, 75,	60, 75,	60, 75,
к горизонту β, град	90	90	90	90	90

Типы взрывчатых веществ применяемых на открытых горных работах для различных по взрываемости пород, приведены в табл. 3.4, ассортимент применяемых ВВ в табл. 3.5, краткая характеристика ВВ в табл. 3.4, значения рациональной степени дробления в табл. 3.6.

Таблица 3.4 Основные типы ВВ, применяемые на открытых горных работах

Легковзрываемые	Породы средней	Трудновзрываемые
породы	взрываемости	породы
Игданит, гранулит М	Гранулит АС-4, игда-	Граммонит 79/21,
	нит, граммонит 79/21	гранулит АС-4

16

После установления величины удельного расхода ВВ для разрушения вскрышных пород в конкретных горно-геологических условиях и с известными прочностными свойствами (σСЖ) определяют параметры сетки скважин и величину заряда ВВ.

		Ассортимент применяемых ВВ							Таблица 3.5
			Плотность ВВ				Переводной коэффициент
Тип ВВ			(∆), кг/м3					эквивалентных
								зарядов КВВ
Игданит				900			1,13
Гранулит М				950			1,12
Гранулит АС-4				850			0,98
Гранулит АС-4В				1050			0,96
Граммонит 79/21*				900			1,00
Порэмит 1 МК				1250			1,25
Сибирит-1000				1250			1,29
Граммонит 30/70				950			1,13
Гранулотол				1000			1,20
Примечание: в учебных целях скважины принять сухие; * – эта-
лонное ВВ.
									Таблица 3.6
Рациональная степень дробления пород (z)
Средний					Марка экскаватора
диаметр
естественной		ЭКГ-5А			ЭКГ-8И			ЭКГ-12	ЭКГ-20А
отдельности, м
0,8		1,25			1,20			1,18	1,15
1,2		1,60			1,50			1,45	1,40
1,6		2,10			1,85			1,65	1,50
2,0		2,75			2,40			2,05	1,70

17

3.3. Расчет параметров сетки скважин

Расчет параметров сетки скважин начинается с определения глубины (м) скважины при известной высоте уступа (рис. 3.1):

	LСКВ =	НУ	+lП,	(3.2)
		sin β

где НУ – высота уступа (см. практическое занятие № 4 формула (4.2)), м; l П – длина перебура, м:

lП =3 d 0,02 σСЖ = 0,06 d σСЖ .	(3.3)
Длина (м) сплошного заряда:
lЗАР = LСКВ −lЗАБ,	(3.4)
где l ЗАБ – длина забойки, м:
lЗАБ = КЗАБ d ,	(3.5)

где КЗАБ – относительная длина забойки, выраженная в диаметрах заря-

да (принимается КЗАБ = 20-25). Масса (кг) скважинного заряда:

QСКВ = P lЗАР ,	(3.6)
где P – вместимость 1 м скважины, кг.
P = 0,25 π d2 ∆,	(3.7)

где ∆ – плотность ВВ, кг/м3 (табл. 3.5).

При высоте уступа от 10 до 20 м для более качественного дробления породы заряд ВВ целесообразно рассредоточивать на две части.

В этом случае масса части заряда составляет:
•	верхней
	QЗВ = (0,3 −0,4) QСКВ ,	(3.8)
•	нижней
	QЗН = (0,6 −0,7) QСКВ.	(3.9)

Между верхней и нижней частями заряда оставляется воздушный (инертный) промежуток, величина которого равна:

• для вертикальных скважин:

lПВ = 0,05 (9 −0,05 σСЖ )lЗАР ,	(3.10)
• для наклонных скважин:
lПН = 0,00125 (340 −0,1 σСЖ −0,01 σСЖ )lЗАР.	(3.11)

18

Далее определяют расстояние (м) между скважинами в ряду:

	a =	m QСКВ				,	(3.12)
		q HУ
	где m – коэффициент сближения скважин.
	m = 0,85 −0,005 σСЖ .						(3.13)
	Расстояние (м) между рядами скважин равно
		b =	a	.			(3.14)
			m
	Количество рядов скважин в заходке может быть только целым
	числом, т.е.		AБВР
	nP =					,	(3.15)
				b

где АБВР – ширина буровзрывной заходки, м.

На практике ширина буровзрывной заходки может быть равна или близка к ширине экскаваторной заходки:

АБВР ≈ АЭ = (1,5 −1,7) RЧУ,

(3.16)

где А – ширина экскаваторной заходки (формула (4.4)), м; RЧУ – радиус черпания на уровне стояния экскаватора, м.

Для качественного дробления породы необходимо, чтобы линия сопротивления по подошве уступа W (горизонтальное расстояние от первого ряда скважин до нижней бровки откоса уступа) отвечала следующим условиям:

• для наклонных скважин (рис. 3.1, в)

W = b , (3.17)

• для вертикальных скважин (рис. 3.1, б)

HУ ctgα+bП ≤ W ≤ (50 −0,17 σСЖ ) d,	(3.18)
где bП – ширина призмы возможного обрушения, м;
bП = НУ (ctgαУ −ctgα),	(3.19)

где α, αУ – соответственно, рабочий и устойчивый углы откоса уступа

(α = 75°, αУ = 60°), град.

В то же время расстояние от верхней бровки уступа до первого ряда скважин должно быть больше или равно (в соответствии с правилами техники безопасности) величине бермы безопасности (bП=3м), т.е.

необходимо выполнение условия
bП ≥3.	(3.20)

			19
При взрыве горной массы целесообразно, чтобы ширина развала
равнялась ширине экскаваторной заходки (ВР=АЭ) или ее кратной ши-
рине ВР = (2-3) АЭ (рис. 3.2).
Качество буровзрывных работ оценивается также таким показате-
лем, как выход горной массы с 1 м скважины, м3/м.
		η=	a b H	У	.	(3.21)
			LСКВ
			А-А
		а)		АБВР
					lЗАБ
		HУ	LСКВ
		β			lЗАР	α
		b	lП			b
	б)	bbП			в)	bП
	HУ				HУ
		α				α
		αy				αy
		W				W
	г)				д)	АЭ
		a			HУ
						hР
A		b		A
						Bp
Рис. 3.1. Параметры сетки скважин: а, в – наклонные скважины;
	б – вертикальные; г – сетка скважины; д – профиль развала
		взорванной породы