КУРС ЛЕКЦИЙ Процессы открытых горных работ 2 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 осадочнометаморфического 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 3 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 f сж 10 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 4 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 5 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 Р В Д . Величина Д включает добытое из недр полезное ископаемое, примешанные при добыче забалансовые запасы и породу Д Б Бп В , где Бп - 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 Р (c a ) , c 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 Бп количеству погашенных Б kп Бп . Б Потери металла характеризуются коэффициентом потерь металла 6 Б с kм п п Бс , где сп - 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 выемочиопогрузочными 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; 7 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 горноподготовительные 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; выемочнопогрузочные 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. 8 Средним коэффициентом вскрыши kср называется отношение общего объема пустых пород в конечных контурах карьера Vв к отрабатываемым запасам полезного ископаемого Vи в этих же контурах: k cp Vв , Vи м3 / м3 Эксплуатационный коэффициент вскрыши выражает отношение объемов пустых пород Vвс к запасам полезного ископаемого Vис отрабатываемым за период эксплуатации карьера: Vв Vв с , м3 / м3 kэ с Vи Vп Текущий коэффициент вскрыши выражает отношение объема пустых пород Vтв к запасам полезного ископаемого Vти , отрабатываемым в определенный период времени (год, квартал, месяц) k cp Vтв , Vти м3 / м3 Контурный коэффициент вскрыши определяет отношение объемов пустых пород Vв к извлекаемым запасам полезного ископаемого Vи , прирезаемым к карьеру при расширении его контуров в плане или при его углублении kк V в , V и 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 Сд и полной себестоимости полезного ископаемого при открытом способе разработки месторождения Сп. Себестоимость полезного ископаемого, добытого открытым способом, руб. / м3 C п Зд Зв k в , где Зд — затраты на добычу полезного ископаемого (без учета затрат на вскрышные работы), руб. / м3 ; Зв — затраты на выемку пустых пород, руб. / м3; kв — коэффициент вскрыши, м3 / м3 . Экономичность открытого способа разработки месторождения обеспечивается, если Сп Сд . При Сп = Сд kв = kг . В этом случае граничный коэффициент вскрыши kг (С д Зд ) , Зв 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 9 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, 10 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 11 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 сильнотрещиноватых 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 12 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 13 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 ударновращательное 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— 14 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. 15 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—2СБШ200Н, 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. 16 Зубчатые долота типа С, СТ и Т имеют фрезерованные зубья клиновидной формы с боковыми гранями, армированные твердым сплавом. В диапазоне типов С—Т постепенно увеличиваются общее число и угол заострения зубьев (от 30— 35 до 50— 60°) с одновременным уменьшением их шага и высоты. Вооружение долот типов ТЗ, ТКЗ, К и ОК выполнено в виде запрессованных в тело шарошек твердосплавных зубьев (штырей) клиновидной формы (ТЗ), полусферической формы (К, ОК) или с чередованием на каждом венце штырей указанных форм (ТКЗ). У долот этой группы с переходом от типа ТЗ к типу ОК также увеличивается число штырей, а высота и шаг уменьшаются. Долота типа ТК имеют комбинированное вооружение — с чередованием фрезерованных и твердосплавных зубьев на каждом венце или по отдельным венцам. Стойкость долот ОК составляет 100—150 м в породах с f=14-16. Доводить долото до полного затупления нецелесообразно, так как при этом средняя скорость бурения снижается на 7— 10 %. Рациональную стойкость долота можно определить по условию минимума затрат на бурение 1 м скважины с учетом вспомогательных операций. В настоящее время на карьерах для бурения скважин диаметром от 105 до 160 мм применяют различные станки с погружными пневмоударниками (СБУ-125, СБУ-100Г, СБУ-100П, и др.). Рабочим органом станка является погружной пневмоударник. С помощью клапанного устройства сжатый воздух, поступающий по буровой штанге, приводит в поступательно-возвратное движение ударник, наносящий удары по хвостовику буровой коронки. Частота ударов составляет 28—41 в секунду. Одновременно вместе со штангой вращается пневмоударник; вращатель расположен вне скважины. Буровая мелочь удаляется из скважин воздушно-водяной смесью или сжатым воздухом. Основным показателем работы пневмоударников является эффективная удельная энергия удара (на 1 см диаметра долота) для достижения постоянной скорости бурения при различном диаметре скважины. При пневмоударном бурении доля затрат па буровой инструмент составляет 30— 35%. Буровые коронки имеют диаметр 85—105, 155—160 и 160—200 мм. По числу разрушающих лезвий различают коронки однодолотчатые (зубильного типа), трехперые, крестовые, Х-образные и штыревые, а по расположению лезвий—одно-, двухступенчатые (с опережающим лезвием) и многоступенчатые. Коронки армируются призматическими и цилиндрическими вставками твердого сплава и имеют центральную, боковую или периферийную продувку. Наибольшее усилие подачи на породу обеспечивают одноступенчатые долотчатые коронки благодаря минимальной длине лезвия. Но эти коронки интенсивно изнашиваются по высоте и диаметру. При бурении малотрещиноватых пород применяют трехперые коронки (рис. а) диаметром 85—105 мм, а трещиноватых пород—крестовые коронки диаметром 155 мм (рис. б); эти коронки имеют опережающие лезвия. Чтобы предотвратить заклинивание бурового става вследствие обвалов стенок скважины или вывалов отдельных породных кусков, применяют конический разбурник с зубьями с наплавленным слоем релита толщиной 3—4 мм. Разбурник устанавливают между пневмоударником и штангой широким концом конуса вниз, разбуривание можно вести во время подъема става. Термическое бурение скважин осуществляется самоходными огнеструйными буровыми станками, имеющими вращающийся термобур с горелкой; вращением термобура достигается периодическое нагревание всей площади забоя скважины диаметром 220—250 мм . Основными технологическими операциями термического бурения являются: зажигание горелки; собственно бурение, заключающееся в подаче вращающегося термобура на забой; расширение при бурении нижней части скважины (при создании котловой полости) или по всей длине заряжаемой ее части и очистка скважины. В огнеструйной горелке смешиваются горючее и окислитель и образуются 17 высокотемпературные газовые струи, которые, проходя через сопловой аппарат со сверхзвуковой скоростью, направляются на забой скважины. Охлаждение горелки и пылеподавление осуществляются водой и сжатым воздухом. При использовании в качестве окислителя сжатого воздуха рациональны односопловые горелки , позволяющие повысить концентрацию газового потока. Двух- и трехсопловые горелки применяют при окислителе—газообразном кислороде. Стойкость горелок обычно составляет 800— 1000 м. При термическом бурении хорошо разрушается ограниченное количество в основном кварцсодержащих пород. Поэтому его самостоятельное применение оказалось неэффективным. При термическом расширении зарядной части скважины, ранее пробуренной шарошечным или другим механическим способом, скорость терморазрушения породы возрастает в 5—10 раз и более, увеличивается число терморазрушаемых пород. ВСПОМОГАТЕЛЬНЫЕ РАБОТЫ ПРИ БУРЕНИИ Процесс бурения связан с рядом вспомогательных работ: подготовка рабочих мест буровых станков (площадок уступов), а также самих станков и вспомогательного оборудования к бурению скважин; бесперебойное обеспечение станков электроэнергией, материалами, буровым инструментом; учет и обеспечение сохранности пробуренных скважин; перегоны станков; их ремонт; наращивание и перестройка линий электропередач; перемещение силового кабеля. Подготовка площадок уступов к бурению заключается в освобождении их от оборудования (перенос транспортных коммуникаций, линий электропередач, трансформаторных подстанций и др.), планировке и очистке от снега, выравнивании навалов породы, засыпке углублений, ликвидации возвышений, расширении площадок, устройстве дорог для перемещения станков. Эти работы выполняют с помощью бульдозеров и вспомогательного бурового оборудования (бурильных молотков, пневмоударных станков). Далее производят маркшейдерскую съемку подготовленных площадок, вынос проектных отметок расположения скважин на местность, подвод энергии (сжатого воздуха, воды), перемещение станков на обуриваемый блок уступа, подключение их к трансформаторным подстанциям и подготовку к работе (подъем мачт, подключение воздушных магистралей, замена бурового инструмента и т. д.). Буровой инструмент, материалы и запасные части доставляют на железнодорожных платформах или автомашинах, оборудованных кранами. При концентрации на небольшой площади нескольких буровых станков целесообразно оборудовать в карьере простейшие передвижные мастерские, служащие также для хранения инструмента, смазочных материалов и мелких запчастей, обогрева и отдыха рабочих. При вынесении проекта обуривания блока на местность у точек расположения скважин проставляются их номера и проектная глубина. Фактическую глубину скважин определяет машинист станка и выборочно—горный мастер. Дополнительный контроль выполняют взрывники перед зарядкой скважин. Допустимые отклонения параметров сетки и глубины скважин составляют ±0,3 м. Длительность сохранности скважин ограничена. Со временем уменьшается фактическая их глубина из-за обрушения стенок скважин, снежных заносов, наездов автомашин и бульдозеров, сотрясения и т. д. Время повторного разбуривания скважин достигает 5—6 % календарного времени работы буровых станков. Особенно интенсивное обрушение наблюдается у стенок наклонных скважин. Особенно опасно оплывание скважин в вечномерзлых глинистых породах в летний период. Для его предотвращения необходимо максимально сокращать переходящий остаток невзорванных скважин. В зимний период в устьях скважин могут возникать ледяные и снежные пробки глубиной до 2—3 м; при снежных заносах затрудняется отыскание скважин, особенно при нарушениях сетки бурения. В связи с этим необходимо плотно закрывать устья скважин. При ручном управлении машинист вынужден постоянно регулировать либо усилие 18 подачи, либо частоту вращения, выдерживая их постоянными при определенной глубине скважины. Автоматизация процесса шарошечного бурения сводится к регулированию частоты вращения и усилия подачи на основе анализа в процессе бурения механических и электрических характеристик станка. Частоту вращения бурового инструмента можно регулировать в зависимости от усилия его подачи на забой, а последнее—в зависимости от величины нагрузки (крутящего момента) двигателя станка. Подача должна быть плавной и непрерывной, причем усилие подачи долота на забой должно превышать сопротивляемость горных пород разрушению (буримость) и обеспечивать наиболее эффективную скорость разрушения. Известны также системы автоматического регулирования усилия подачи (поддержания оптимальной его величины) по заранее заданной технической скорости бурения при постоянной частоте вращения бурового става. Более прогрессивным является регулирование режима бурения по допустимому уровню вибрации станка. Усилие подачи на долото задается максимальным, а частота вращения регулируется по уровню вибрации, при превышении установленного предела которого датчик вибрации дает команду о снижении частоты вращения става. При таком способе автоматического регулирования технические возможности буровых станков используются максимально. Последующая стадия автоматизации процесса бурения связана с переходом к программному управлению буровым станком в соответствии с предусмотренной последовательностью работ исполнительных механизмов станка как в процессе бурения, так и при выполнении вспомогательных операций. ОРГАНИЗАЦИЯ БУРОВЫХ РАБОТ Организация работы буровых станков должна обеспечить максимальную их эффективность и взаимосвязь бурения с другими процессами на карьере. Подготовка рабочих мест буровых станков осуществляется по буровым блокам соответственно блоковому взрыванию горных пород. После обуривания (желательно непрерывного) одного блока станки перемещают на новый блок соответственно плану горных работ. Подготовительные работы выполняются дорожной бригадой, бульдозеристами, службой высоковольтных сетей, маркшейдерской службой, персоналом самого бурового цеха, ряда других цехов и участков. Для максимального совмещения работ во времени составляют график их проведения , увязанный с планом работы соответствующих служб. Цель составления графика состоит в том, чтобы, зная состав и длительность всех работ, а также намеченный срок их окончания, определить последовательность их выполнения и необходимые моменты начала каждой работы. После установления моментов начала всех подготовительных работ определяют возможность перераспределения ресурсов для сокращения общего времени подготовки. Окончательно установленные сроки выполнения работ передаются соответствующим службам, включающим их в свои планы. Контроль за выполнением графиков осуществляют начальник бурового участка и производственный отдел карьера. При ограниченном фронте работ допускается начало обуривания блока при его неполной подготовке. Порядок обуривания блока характеризуется последовательностью бурения отдельных скважин, т. е. схемой перемещения станков. При бурении скважин первого ряда станок должен располагаться перпендикулярно к бровке уступа, так, чтобы горизонтирующие домкраты и гусеницы находились вне призмы возможного обрушения откоса уступа. Порядная схема перемещения станков (рис. а) применяется чаще всего при отставании буровых работ и взрывании одного ряда скважин. При расстоянии между скважинами в ряду а общее расстояние передвижки станка между скважинами L= (1,85 а), а удельное время передвижки на одну скважину составляет 10—12 мин при а = 7-10 м. Поперечно-диагональная схема перемещения станков (рис.б) целесообразна при числе рядов скважин не более трех и их шахматном расположении. При бурении каждых 19 трех скважин станок проходит расстояние L = (5 а), и выполняет два разворота примерно на 45°. Удельное время передвижки станка - 5 мин. Поперечно-возвратная схема (рис. в) применяется при квадратной сетке скважин. Здесь на каждую скважину расстояние переезда составляет 1,5 а и приходится примерно 0,7 разворота на угол 25—30°. Поперечные схемы передвижки обеспечивают значительную экономию машинного времени буровых станков, а также лучшие условия их эксплуатации и более планомерную подготовку блока к взрыву. При использовании на одном обуриваемом блоке двух-трех станков целесообразно их рассредоточить, выделяя для каждого станка отдельный фронт работ. Станки обычно подключаются к общему трансформаторному киоску и обслуживаются общим вспомогательным оборудованием; при этом расстояние между ними не превышает 20—30 м, что обеспечивает фронт работы каждого станка на 2—3 смены. При большей автономности станков (отсутствии общих емкостей для воды, трубопроводов и т. д.) это расстояние следует увеличивать до 50—100 м, т. е. практически вести бурение на разных крыльях блока. Номера и проектная глубина скважин, а также общий объем работ указываются при выдаче буровым бригадам сменного наряда. В конце смены горный мастер фиксирует показатели выполненного объема бурения ; эти данные фиксируются также в диспетчерских сменных рапортах. Наибольшее распространение на открытых горных работах получил шарошечный способ бурения. Таким способом выполняется до 85 % всех объемов бурения, шнековым — около 13 % и ударным — до 1 % . Остальной 1 % приходятся на термический и ударно-канатный. На угольных разрезах стран СНГ при дроблении крепких пород применяют преимущественно скважины диаметром 214 мм, в рудной промышленности — 243 мм. Ведутся работы по созданию и совершенствованию буровых станков на диаметр скважины 270—320 мм и более. В мировой практике бурения взрывных скважин наиболее популярны и эффективны скважины диаметром 200—311 мм. На открытых разработках широко применяют направленное (наклонное) бурение скважин параллельно откосу уступа, сокращающее удельные расходы на бурение и ВВ и улучшающее равномерность дробления горной массы. В связи с ростом производственной мощности карьеров и ведением вскрышных работ мощной высокопроизводительной горнотранспортной техникой с высокими линейными параметрами и развитием бестранспортной системы разработки с применением драглайнов значительное распространение получают уступы высотой 25— 50 м, для чего требуется бурение наклонных скважин глубиной до 50—60 м. Стандарт устанавливает три подгруппы станков для открытых горных работ: 1. СБШ— станки вращательного бурения шарошечными долотами с очисткой скважины воздухом (шарошечного бурения) — пяти типоразмеров с условными диаметрами буримой скважины от 160 до 400 мм при крепости пород f = 6÷18; 2. СБУ— станки ударно-вращательного бурения погружными пневмоударниками с очисткой скважины воздухом (пневмо-ударного бурения) — трех типоразмеров с условными диаметрами скважины — 100, 125 и 160 мм при f = 10÷20; 3. СБР— станки вращательного бурения резцовыми коронками с очисткой скважины шнеком (шнекового бурения) — двух типоразмеров с условными диаметрами буримой скважины 160 и 200 мм при f = 4÷6. Типоразмеры станков, определяемые главным параметром, — условным диаметром пробуриваемой скважины, базируются на десятом ряде предпочтительных чисел и предусматриваются для бурения скважин диаметрами 100, 125, 160, 200, 250, 320 и 400 мм. 20 Техническая характеристика шарошечных буровых станков Показатели 2СБШ-200-32 СБШ-250МНА-32 Диаметр долота, мм 215,9 ; 244,5 244,5 ; 269,9 Глубина скважины, м 32 32 Направление бурения к 0 ;15 ; 30 0 ;15 ; 30 вертикали, град. Длина штанги, м 8 10 F 5 - 14 более 12 СБШ-320-36 320 36 0 17,5 более 18 ВЗРЫВАНИЕ СКВАЖИННЫХ ЗАРЯДОВ Возможность контроля практически каждого параметра скважинных зарядов позволяет управлять взрывом с учетом получения необходимого состава горной массы по крупности, требуемых параметров развала и степени разрыхления. Сущность метода скважинных зарядов заключается в размещении взрывчатого вещества в наклонных или вертикальных скважинах с забойкой верхней части инертными материалами из песка, буровой мелочи или забоечного материала специального состава. Скважины располагаются в один или несколько рядов параллельно верхней бровке уступа и размещаются друг от друга на расчетном расстоянии по прямоугольной сетке или в шахматном порядке. Расстояние от первого ряда скважин до верхней бровки уступа с должно обеспечивать безопасность размещения станка на уступе и рабочих по заряжанию скважин. Расстояние между скважинами выбирается таким образом, чтобы разрушения в массиве от каждой скважины перекрывали друг друга, не образуя «порогов» в основании уступа . Патрон-боевик в каждой скважине располагается, как правило, на уровне подошвы уступа (рис.). Это обеспечивает совпадение направления детонации заряда взрывчатого вещества и направления разрушения массива, а также лучшую проработку подошвы. Заряд в скважине может быть сплошным (рис.) и рассредоточенным по высоте воздушным промежутком или инертным материалом. Рассредоточение заряда позволяет увеличить эффективность использования взрывчатого вещества для дробления за счет более равномерного распределения взрывчатого вещества в массиве и интерференции взрывных волн от отдельных частей заряда. Взрывной блок при однорядном расположении скважин взрывается мгновенно или с интервалом через скважину, при многорядном — с интервалом между сериями, которые конструируются в зависимости от выбираемого способа формирования развала (рис.). Объем одновременно взрываемого блока принимается в зависимости от режима взрывных работ на карьере (один раз в смену, сутки, неделю и месяц) и производительности экскаватора в забое. Основными параметрами взрывных работ при скважинном методе разрушения массива являются: диаметр заряда d; линия сопротивления по подошве W, которая представляет собой расстояние от нижней бровки уступа до оси заряда; расстояние между зарядами в ряду a ; расстояние между рядами b ; расстояние между верхней бровкой уступа и первым рядом скважин c; глубина скважины l; глубина перебура lп ; длина забойки lз ; величина заряда P ; ширина bр и высота развала hр . Для определения остальных параметров взрывных работ методом скважинных зарядов необходимо рассмотреть влияние каждого из них на результаты взрыва. Использование различных конструкций зарядов, способов взрывания в уступе позволяет управлять взрывным разрушением массива. Несмотря на точность расчетов паспорта буровзрывных работ, вследствие недостаточной изученности свойств массива в кон- 21 кретных условиях трудно получить ожидаемый результат. Однако, зная влияние каждого параметра зарядов, порядка и способа взрывания на результаты взрыва, можно после нескольких экспериментальных взрывов получить требуемый развал и состав горной массы по крупности для каждой зоны в карьере. Изменение параметров взрывного дробления массива горных пород с целью достижения необходимых степени дробления горной массы, коэффициента разрыхления и параметров развала называется управлением взрывным разрушением массива. Все параметры буровзрывных работ делятся на два класса. К первому классу относятся: удельный расход взрывчатого вещества q , диаметр заряда d, линия сопротивления по подошве W, сетка скважин a x b. Ко второму классу относятся: вид взрывчатого вещества, конструкция заряда, последовательность взрывания и использования замедления, число рядов скважин и материал забойки. Изменение параметров первого класса позволяет регулировать степень дробления в широком диапазоне. Параметры второго класса на степень дробления оказывают меньшее влияние. В основном они используются для получения необходимых по технологическим условиям размеров развала горной массы. В первой группе наибольшее влияние на степень дробления пород оказывает удельный расход взрывчатого вещества. Энергетической теорией разрушения установлено, что для увеличения степени дробления горных пород требуется увеличение затрат энергии, т. е. увеличение удельного расхода взрывчатого вещества. Однако в конкретных условиях существует предел, после которого без специальных технологических приемов увеличение удельного расхода не влияет на степень дробления. В реальном массиве регулируемое дробление горных пород происходит только в зоне, непосредственно окружающей заряд, а в остальных зонах разрушение массива определяется естественной трещиноватостью. Эмпирическая зависимость между удельным расходом и степенью дробления q 3,73 . d cp В практике расчетов нормальный удельный расход взрывчатого вещества для рыхления массива принимается по таблицам в зависимости от вида, коэффициента крепости и плотности пород. Обычно эти значения без учета трещиноватости массива принимаются для эталонного взрывчатого вещества — аммонита № 6ЖВ . В случае, если применяются другие типы ВВ, значение удельного расхода умножают на переводной коэффициент. Экспериментальными исследованиями и практикой доказано, что увеличение полезного использования энергии взрыва пропорционально времени действия заряда в среде и уменьшению зоны нерегулируемого дробления. С этой целью применяют взрывание зарядов в зажатой среде путем использования «подпорной стенки», мгновенного взрывания многорядного блока без замедления и специальных запирающих зарядов в забойке скважины. Технология взрывания массива при наличии подпорной стенки заключается в оставлении части взорванной горной массы от предыдущего взрыва у откоса взрываемого блока, объем которой создает дополнительную нагрузку на массив и выполняет роль своеобразной забойки для трещин, образующихся в массиве от предыдущего взрыва на глубину около 100 dскв (рис.а). Взрывание массива при наличии подпорной стенки уменьшает ширину развала горной массы и может использоваться как средство для формирования развала на рабочей площадке. Эффект от использования оставляемой в массиве уступа части развала привел к идее применения взрывания под оставленным слоем горной массы от вышележащего уступа (рис. б). Эффект от применения многорядного мгновенного взрывания заключается в том, что заряду второго и следующих рядов находятся в зоне массива, не нарушенного трещинами от 22 предыдущих взрывов, вследствие чего уменьшаются потери энергии взрывчатого вещества. Вместе с этим действие взрыва заряда каждого ряда для соседнего является своеобразным средством зажима из-за противоположной направленности взрывной волны. Все это способствует увеличению действия взрыва на массив и образованию интерференции взрывных волн (рис. в). Расстояние между рядами при многорядном расположении зарядов в шахматном порядке b = 0,85a и при квадратной сетке b = a. Сущность применения запирающих зарядов самозаклинивающейся забойки заключается в помещении специального заряда взрывчатого вещества среди инертной забойки в скважине (рис. г). При инициировании этого заряда одновременно с основным зарядом в скважине вследствие разнонаправленности взрывов создается дополнительное сопротивление основному заряду. Этим увеличивается действие взрыва основного заряда, повышается использование энергии взрыва в массиве, направленной на дробление породы. Масса запирающего заряда в забойке принимается приблизительно равной 1 % от массы основного заряда. Все три описанных способа увеличения действия взрыва в массиве могут применяться одновременно для получения интенсивного дробления. Однако, рассматривая влияние удельного расхода взрывчатого вещества на степень дробления горных пород, необходимо учитывать и экономический аспект. Увеличение удельного расхода взрывчатого вещества при росте объема буровых работ влечет за собой повышение затрат на подготовку горных пород к выемке. При минимальном по условию детонации взрывчатого вещества диаметре заряда вследствие увеличения суммарного объема зон регулируемого дробления массива обеспечивается максимальная степень дробления. При увеличении диаметра скважины заряд, по существу, превращается в сосредоточенный с минимальной в процентном отношении зоной регулирования действия взрыва, а следовательно, и минимальной степенью дробления. Между ними находится промежуточное значение. Более равномерное распределение в массиве взрывчатого вещества способствует увеличению степени дробления при постоянном удельном расходе ВВ. Однако в литературе можно встретить утверждения, что степень дробления пород взрывом не зависит от диаметра заряда. Это утверждение базируется только на пропорциональности энергии взрыва разрушаемому объему без учета физических действий взрыва в массиве горных пород. С точки зрения затрат на бурение скважин и расходы бурения в метрах на единицу объема взрываемого массива применение скважин больших диаметров имеет существенные преимущества. Окончательный выбор диаметра скважины подтверждается экономическими расчетами с учетом преимуществ от повышения степени дробления при уменьшении диаметра скважины и затрат на бурение, выемку, транспортирование и переработку полезных ископаемых. Минимальное значение линии сопротивления по подошве определяется из геометрических параметров уступа W Wmin h ctg c . В зависимости от линии сопротивления по подошве рассчитывается расстояние между скважинами и рядами и масса зарядов. Рассмотрение влияния W на результат дробления массива целесообразно начать с линии наименьшего сопротивления, т. е. наименьшего расстояния между центрами ряда скважин и одной из свободных поверхностей. Физический смысл этой величины заключается в том, что по направлению линии наименьшего сопротивления радиальные трещины, образующиеся в результате взрыва заряда, достигают в первую очередь откоса уступа. Следовательно, этот параметр определяет зону действия заряда. Для скважинных вертикальных зарядов на уступе с наклонным откосом линия наименьшего сопротивления находится ближе к верхней части заряда. Она меньше линии сопротивления по подошве. Для разрушения уступа на полную высоту увеличивают 23 расход взрывчатого вещества, принимая в расчетных выражениях линию сопротивления по подошве . Следовательно, энергия заряда, рассчитанная по линии наименьшего сопротивления, недостаточна для разрушения массива, и энергия, рассчитанная по линии сопротивления по подошве, не полностью расходуется на дробление. Уменьшение потерь энергии или полное исключение их возможно: 1) при использовании двухкомпонентного заряда в скважине; 2) при применении комбинированного заряда из котлового в нижней части и колонкового в верхней части скважины; 3) при применении наклонных скважин; 4) путем создания вертикального откоса. Первый способ применяется на карьерах в нашей стране и за рубежом и достаточно полно освещен в специальной литературе. Он основан на различии в скорости детонации взрывчатых веществ. В нижней части заряда помещается взрывчатое вещество с более высокой скоростью детонации типа аммонитов (рис.б), а в верхней части—взрывчатое вещество с меньшей скоростью детонации типа гранулитов. Это позволяет при одновременном инициировании верхней и нижней частей заряда иметь почти одинаковую продолжительность распространения взрывной волны до обнаженной поверхности, несмотря на разное расстояние до нее верхней и нижней частей заряда—-соответственно меньшее и большее. Второй способ находит распространение в связи с применением на карьерах буровых станков огневого бурения, с помощью которых можно бурить скважины с различными диаметрами по глубине. Заряд для нижней части уступа рассчитывают как котловой по линии наименьшего сопротивления, для верхней—как колонковый дополнительный (рис.а). Применение наклонных скважин позволяет уменьшать линию сопротивления по подошве до линии наименьшего сопротивления, если их бурят параллельно откосу уступа (рис. а). В реальных условиях карьера применение наклонных скважин затруднено, из-за сложности контроля их параллельности в ряду и непараллельности по отношению к откосу уступа. Вследствие сложной конфигурации линии верхней бровки уступа ориентация по контуру бровки в районе бурения одной или нескольких скважин может привести к существенным отклонениям от расчетного расстояния между скважинами в нижней части, что вызывает ухудшение дробления горной массы и «проработки подошвы». Ориентацию направления наклонных скважин необходимо проводить по направляющему тросу, который протягивают вдоль ряда буровых скважин, или, более точно, с помощью маркшейдерских инструментов. Вертикальный откос может быть создан способом предварительного щелеобразования (рис. б). Он заключается в том, что во взрывном блоке параллельно последнему ряду скважин бурят контурные скважины малого диаметра на расстоянии 0,5—0,9 м друг от друга. Эти скважины заряжают гирляндами из патронов аммонита № 6ЖВ, привязанных к детонирующему шнуру. Пространство между зарядами и стенками скважин заполняют забойкой на полную глубину. Длину забойки между верхним патроном и устьем скважины принимают равной 2—-4 м. Для уменьшения трещинообразования в глубине массива заряд прижимают к стенке скважины, обращенной в сторону взрываемого блока. Заряд для щелеобразования можно взрывать заблаговременно, до бурения основных скважин для дробления массива, или вместе с основным зарядом, который инициируется с замедлением: в слабых породах—со скоростью не менее 100 м/с, а в крепких—со скоростью 75 м/с. Физическая сущность этого способа заключается в том, что в результате предварительного взрывания зарядов в контурных скважинах образуется микрощель, оконтуривающая взрываемый блок. Взрывные волны от основных зарядов дробления массива экранизируются плоскостью этой щели и не позволяют трещинам проникать в 24 глубь массива. Разрушения массива от контурных зарядов практически не происходит вследствие малой массы заряда и демпфирования забойкой по всей глубине скважины. После выемки взорванной горной массы откос уступа остается практически вертикальным. Вертикальный откос при исключении проникновения трещин в глубь массива позволяет с наибольшей эффективностью использовать энергию взрыва взрывчатого вещества на дробление массива и обеспечивать надежность получения необходимого состава горной массы по крупности взрывом скважинных зарядов. Большим недостатком этого способа является увеличение объема буровых работ, однако общие затраты компенсируются за счет уменьшения расхода взрывчатого вещества на дробление массива. Технологически этот способ хорошо отработан. Он применяется для заоткоски бортов карьера, широко используется при строительстве котлованов, в транспортном и гидротехническом строительстве. С линией сопротивления по подошве связан параметр буровых работ—-глубина перебура скважины. Перебур осуществляют с целью проработки подошвы. Она основана на действии заряда в массиве, в результате которого образуется воронка взрыва с углом раствора . В данном случае линия наименьшего сопротивления принимается как радиус воронки взрыва, а глубина перебура — как глубина заложения заряда. В настоящее время ее определяют по эмпирическим зависимостям с учетом линии сопротивления по подошве и удельного расхода взрывчатого вещества l п 0,5 q W . Предыдущие параметры были рассмотрены с точки зрения действия одиночного заряда во взрываемой среде с двумя обнаженными поверхностями. На карьерах для подготовки горной массы в большом объеме применяют взрывание серии зарядов, которые во взрываемом массиве необходимо рассматривать во взаимодействии. Согласно теории взрыва при одновременном взрывании двух соседних зарядов, расположенных на расстоянии а < 2 W, возникают большие по величине по сравнению с одиночным взрыванием растягивающие напряжения, что увеличивает действие взрыва на отрыв горной массы по линии скважин. По направлению линий, соединяющих заряды, происходит интерференция ударных волн, благодаря чему степень дробления массива в месте их встречи увеличивается. В других областях (вокруг зарядов) имеется зона, где происходит взаимная компенсация напряжений от взрыва соседних зарядов, что ведет к уменьшению действия взрыва по сравнению с одиночным зарядом. На расстоянии а > W заметного эффекта от интерференции ударных волн при взрыве соседних зарядов не наблюдается. Аналогичное явление происходит при действии двух зарядов из соседних рядов. Учитывая это явление и физическую сущность действия заряда в массиве, можно сделать заключение, что уменьшение расстояния между скважинами и рядами, т. е. сгущение сетки скважин, ведет к увеличению степени дробления массива и уменьшению «мертвых зон» , улучшению проработки подошвы уступа при расположении зарядов как в шахматном порядке, так и по квадратной сетке. В практике буровзрывных работ расстояние между зарядами рассчитывают на основании эмпирических данных, при которых за критерий действия взрыва принимают качественный показатель (плохое, удовлетворительное или хорошее дробление). Расчетные зависимости для определения расстояния между скважинами и рядами следующие: а = (0,8—1,4) W; b = (0,9—1) W при короткозамедленном взрывании; b = 0,85 W при мгновенном взрывании и шахматном расположении скважин. Цифра перед W есть коэффициент сближения скважин (относительное расстояние между зарядами), который обозначается m . Его величина зависит от свойств массива, требуемой степени дробления, последовательности взрывания зарядов и т. п. Меньшие значения m применяются для трудновзрываемых пород. ВЗРЫВЧАТЫЕ ВЕЩЕСТВА. На карьерах используются следующие виды взрывчатых веществ: порошкообразные (аммониты, аммоналы, детониты); гранулированные (гранулиты, 25 граммониты); водонаполненные (акватолы, акваниты). Некоторые взрывчатые вещества изготовляют на месте их применения, т. е. на самих карьерах. Это дешевые взрывчатые вещества, состоящие из смеси гранулированной аммиачной селитры с жидким компонентом. Применение того или иного вида взрывчатого вещества в конкретных горногеологических условиях определяют, исходя из свойств горных пород по трещиноватости массива, свойств взрывчатого вещества . Для разрушения прочных и вязких горных пород применяют взрывчатые вещества с высокой бризантностью, т. е, обладающие хорошим дробящим действием. Для отрыва крупных блоков без дробления применяют низкобризантные взрывчатые вещества, обладающие в то же время большой работоспособностью. При выборе взрывчатого вещества учитывают экономичность подготовки горных пород к выемке в целом. Чем крепче порода и больше затраты на бурение, тем целесообразнее применение более мощных, хотя и более дорогих взрывчатых веществ. Многие простейшие взрывчатые вещества хотя и не обладают высокими качественными показателями, но дешевые, легко поддаются механизированному заряжанию и поэтому наиболее предпочтительны при массовом производстве взрывных работ. В случае, если по характеру действия для достижения определенных результатов в конкретных условиях подходят несколько типов взрывчатых веществ, то окончательный выбор производят, исходя из экономической эффективности с учетом стоимости взрывчатого вещества, затрат на доставку его в карьер, бурение и заряжание и расходов на дробление негабаритов. Для взрывания скважин на карьерах применяют сплошные заряды , рассредоточенные инертной забойкой— песком, мелким щебнем, пенопластом, рассредоточенные воздушными промежутками , заряды, состоящие из двух типов взрывчатого вещества , сосредоточенные (котловые) , парносближенные , плоские и фигурные. Простым, наименее трудоемким по заряжанию, поддающимся полной механизации, кроме размещения детонирующего шнура и патрона-боевика, является сплошной, однородный по взрывчатому веществу заряд. Для лучшего дробления породы длина заряда должна быть не менее 2/3 длины скважины или 0,6—0,8 линии сопротивления по подошве. При качественном забоечном материале длина забойки может быть от 20 диаметров скважины в трещиноватых породах до 35 диаметров в крепких породах. Уменьшение длины забойки до 10 диаметров скважины возможно за счет применения самозаклинивающейся забойки в виде трех запирающих зарядов взрывчатого вещества, расположенных в материале забойки на расстоянии 3 диаметров скважины друг от друга. Для инициирования заряда в зависимости от типа используемого взрывчатого вещества применяют электродетонаторы, детонирующий шнур или патрон-боевик, который располагают в верхней или нижней части заряда на уровне подошвы уступа. Массив в зоне забойки при взрыве разрушается в результате метательного действия заряда, соударений кусков и дробления их при падении. В нашей стране и за рубежом широко применяют колонковые заряды из разных типов взрывчатых веществ. В нижней части заряда помещают более мощное водоустойчивое взрывчатое вещество типа гранитола и алюмотола для обеспечения качественной проработки подошвы, а в верхней части—более дешевое взрывчатое вещество типа игданита, гранулита или граммонита. Рассредоточенные инертной забойкой заряды применяют в разнопрочных породах, размещая их в наиболее крепких слоях. Рассредоточенные заряды с воздушными промежутками были предложены акад. Н. В. Мельниковым. В них реализуется явление интерференции ударных волн от взрыва частей зарядов. При одновременном инициировании отдельных частей происходит наложение ударных волн в горизонтальной плоскости. Если рассматривать это явление одновременно с действием заряда в соседних скважинах, то возникает сложная картина 26 интерференции взрывных волн во взаимно перпендикулярных плоскостях. Заряд, рассредоточенный воздушными промежутками, применяется при длине зарядной плоскости скважины более 1,2 W. Обычно заряд разделяют на две части. Нижний, основной заряд по массе составляет не менее 60—80% при длине не менее 1,2 W. Длина воздушного промежутка составляет от 0,17 длины всего заряда в скважине в крепких породах до 0,35 длины его — в породах средней крепости. В некоторых карьерах рассредоточенные заряды делают из пенопласта, изготовляемого непосредственно в момент зарядки. При значительной величине линии сопротивления по подошве, когда нельзя достичь необходимого дробления путем уменьшения коэффициента сближения скважин m до 0,6, а применение наклонных, котловых зарядов или увеличение диаметра заряда невозможно, для первого ряда используют парносближенные заряды. Их размещают в массиве на расстоянии 3—10 диаметров зарядов . Расстояние между парами в ряду принимают несколько большее, чем при одиночных зарядах: (1,8—2,2) а. Если развернуть по направлению линии наименьшего сопротивления парносближенные скважины, то вторая скважина от откоса уступа, взорванная с микрозамедлением (1—2 мс), будет работать как бы в зажиме, аналогично действию взрыва при подпорной стенке, улучшая дробление и проработку подошвы. Плоские и фигурные заряды по своим действиям аналогичны парносближенным. Выполнение их возможно только в скважинах малого диаметра, пробуренных с расширением станками термического бурения. При этом для плоских зарядов расширение производится в продольном направлении уступа до эллиптической формы при подъеме бурового инструмента без вращения, для фигурных зарядов образуют сферические полости на нескольких уровнях по глубине скважины остановкой на некоторое время подъема бурового инструмента без включения его вращения. Наиболее эффективно применение плоских зарядов с соотношением большой и малой полуосей эллипса 2:1— 3:1. Все рассмотренные конструкции зарядов можно объединить в три группы. Первая группа—вертикальные и наклонные скважинные сплошные и рассредоточенные заряды. Изменение времени воздействия взрывного импульса может быть достигнуто за счет пространственного расположения самих зарядов или их отдельных частей. Вторая группа—вертикальные скважинные заряды с внутрискважинным замедлением, комбинированные из разных типов взрывчатого материала, и парносближенные заряды. Силовые параметры импульса изменяются в них подбором типа взрывчатого вещества или при изменении положения детонатора. Третья группа— фигурные заряды, от плоского до конусообразного. Требуемые параметры импульса в них достигаются изменением формы зарядной полосы. СПОСОБЫ ВЗРЫВАНИЯ ЗАРЯДОВ ВЗРЫВЧАТЫХ ВЕЩЕСТВ Последовательность и правильно выбранный способ взрывания зарядов должны обеспечивать качественное дробление и формирование развала горной массы определенных размеров и при необходимости селективное разделение полезного ископаемого в рудных забоях. При однорядном расположении зарядов наиболее часто применяются три схемы взрывания с замедлением: через скважину , волновая и фланговая . Улучшение дробления в этих случаях, исходя из теории действия заряда в массиве, достигается за счет образования дополнительных поверхностей обнажения от взрыва первой серии зарядов. Намного сложнее, но эффективнее для дробления и формирования развала применение различных схем замедления при многорядном расположении зарядов в массиве. Разрушение массива при применении короткозамедленного взрывания заключается в том, что при взрыве одной группы зарядов, например первого ряда, часть массива между рядами оказывается сжатой взрывной волной, т. е. как бы пригруженной. Затем волновое сжатие переходит в волновое растяжение. В части массива, оконтуренной первым рядом скважин, происходит отрыв горной массы. Инициирование зарядов 27 второй группы в начальный момент позволяет увеличить степень дробления, но с повышенным расходом взрывчатого вещества. Инициирование в следующий момент обеспечивает условие взрыва зарядов второго ряда аналогично первому, т. е. с дополнительной поверхностью обнажения, находящейся на расстоянии, равном линии сопротивления по подошве (b = W). В практике буровзрывных работ способ замедления во второй фазе взрыва используется достаточно широко. Существует множество схем соединения зарядов с замедлением, позволяющих получить одну, две и, если необходимо, три дополнительные плоскости обнажения. Среди схем соединения зарядов клиновые, волновые и радиальные позволяют за счет соударения разлетающихся кусков породы несколько увеличить степень дробления горной массы. При врубовых схемах с поперечным или продольным расположением скважинных зарядов уменьшаются размеры развала. Скважины врубовых рядов имеют увеличенный перебур, уменьшенное на 30—40 % расстояние между скважинами и увеличенный на 15—20 % удельный расход взрывчатого вещества. Применение короткозамедленного взрывания благодаря эффекту интерференции позволяет уменьшить сейсмическое воздействие взрыва на здания и сооружения вокруг карьера, что очень важно при массовых взрывах. Исследование интерференции ударных волн привело к идее инициирования с замедлением и рассредоточением инертной забойкой части заряда внутри одной скважины для увеличения времени воздействия энергии взрывчатого вещества на массив и, следовательно, улучшения дробления горной массы. При замедлении взрывания нижнего заряда увеличивается интенсивность дробления горной массы с хорошей проработкой подошвы уступа. В разнопрочных массивах, когда слой более прочных пород находится в верхней части скважины, возможно использование замедления верхнего заряда. Интервал замедления в обоих случаях принимают равным 10—15 мс. Для взрывания скважинных зарядов на карьерах применяют следующие способы: огневой, электрический и детонирующим шнуром (рис.). При огневом способе используется огнепроводный шнур с капсюлями-детонаторами, при электрическом— электродетонаторы. Взрывание детонирующим шнуром заряда взрывчатого вещества производится при инициировании его самого капсюлем-детонатором от огнепроводного шнура или электродетонатора. При инициировании детонирующим шнуром сплошного или рассредоточенного воздушным промежутком заряда возникает практически мгновенно цилиндрическое поле напряжений, которое с одинаковой скоростью распространяется до поверхности обнажения. Такой способ инициирования рекомендуется для зарядов наклонных скважин и зарядов второго и последующего рядов скважин, при короткозамедленном взрывании многорядных блоков, в которых расстояние от заряда до поверхности обнажения близко к равномерному по всей высоте уступа. Для зарядов первого ряда скважин с целью лучшей проработки подошвы уступа применяют инициирование от детонатора, расположенного в нижней части заряда. Инициирование гранулированных и водонаполненных взрывчатых веществ из-за их низкой чувствительности к возбуждениям детонации производится от патроновбоевиков в виде небольшого заряда аммонита или специальных тротиловых, тротилтетриловых или тротилгексогеновых шашек, взрываемых непосредственно детонирующим шнуром. Электровзрывание применяют для инициирования зарядов при всех методах ведения взрывных работ, но при отсутствии опасности по блуждающим токам и электромагнитной индукции. Замедление при электровзрывании осуществляется специальными электродетонаторами промежуточного или замедленного действия. При взрывании детонирующим шнуром осуществляется замедление в 10, 20, 35 и 50 мс специальными пиротехническими замедлителями типа КЗДШ. Для одновременного зажигания группы огнепроводных шнуров применяют зажигательные 28 патрончики диаметром 18—41 мм, представляющие собой бумажную гильзу, на дне которой помещен зажигательный состав. При взрывании массива уступа скважинными зарядами ширина развала Вр (от линии скважин первого ряда) пропорциональна удельному расходу взрывчатого вещества q , линии сопротивления по подошве W и высоте уступа h Bp 5 q W h . При коэффициенте разрыхления kр = 1,2—1,4 и однорядном расположении скважин высота развала hp =(0,5—0,6) h. ВТОРИЧНОЕ ДРОБЛЕНИЕ ГОРНОЙ МАССЫ Из-за недостаточного учета свойств взрываемого массива при расчете параметров взрывных работ или в случае низкого качества выполнения их во взорванной горной массе образуются крупные куски, которые затрудняют работу выемочно-погрузочных машин, часто приводя к поломке рукоятей и стрел экскаваторов. Негабаритные куски при разработке плохо взорванного массива складываются на рабочей площадке экскаватора и подвергаются вторичному дроблению механическим способом— с помощью гидравлического бутобоя, взрывным или электрофизическим способом. Гидравлические бутобои оборудуются на базе гидравлических экскаваторов малых моделей, эффективно применяются для разрушения негабаритов в полускальных осадочных породах. При взрывном способе заряд вещества помещают в шпуре диаметром 32—36 мм с забойкой из песка или воды (рис. а, б) или на поверхности куска (накладной заряд) (рис. в). Накладной заряд выполняется в нескольких вариантах. В простейшем случае взрывчатое вещество с удельным расходом 0,3—0,6 кг/м3 помещают под полиэтиленовый мешок с водой и, наконец, используют специально предназначенный для этих целей кумулятивный заряд (рис. г) с массой от 0,1 до 4 кг. Благодаря практической несжимаемости жидкости, использование воды в качестве забойки позволяет резко уменьшить разлет кусков при взрывании. При электрофизическом способе предусматривается нагрев отдельного участка негабарита электрической дугой или токами высокой частоты. Вследствие увеличения объема нагреваемой зоны негабарит разрушается от механических напряжений. ОРГАНИЗАЦИЯ ВЗРЫВНЫХ РАБОТ НА КАРЬЕРЕ Взрывные работы на рудных карьерах осуществляются на основании типового проекта буровзрывных работ для зоны карьера с одинаковыми свойствами. Для конкретного взрываемого блока составляют паспорт буровзрывных работ, который утверждается главным инженером карьера. Основой типового проекта являются утвержденный технический проект разработки месторождения, результаты экспериментальных и промышленных взрывов, новейшие литературные данные, производственный опыт по взрывным работам в аналогичных условиях и Единые правила безопасности при взрывных работах. В паспорте помимо расчета параметров взрывных работ обязательно предусматривается расчет величины опасной зоны по сейсмическому воздействию массового взрыва на здания и сооружения. Если радиус зоны сейсмического воздействия взрыва больше расстояния до сохраняемого объекта, то предусматривается разделение общего заряда на части с интервалом замедления взрывов между ним не менее 20 мс. Для составления рабочего паспорта буровзрывных работ маркшейдерская служба производит съемку блока и указывает категории пород по буримости и взрываемости. С учетом необходимой степени дробления и формы развала производится расчет параметров, входящих в паспорт, по которому маркшейдер делает отметки устьев скважин на поверхности уступа. По результатам бурения составляют профили по скважинам с указанием горно-геологических условий массива (мощность пачек, отдельных пластов в сложных забоях, углы падений и т. п.). Повторной съемкой замеряют расстояние между скважинами и рядами, линию 29 сопротивления по подошве. По этим данным уточняют величину зарядов в скважинах, конструкции зарядов и порядок взрывания. После взрыва выполняют горизонтальную съемку, составляют профили взорванной горной массы, определяют параметры развала и величину разрыхления породы в развале. По правилам безопасности во время производства взрывных работ все другие виды работ на карьере прекращаются, оборудование отгоняется на безопасное расстояние, а люди выводятся из карьера. Взрывные работы на карьерах, как правило, проводят в определенные дни и часы. Для контроля основному исполнителю взрывных работ — выдается график работ. В нем предусмотрено: оформление путевок и получение взрывчатых веществ и средств взрывания; подвоз забоечного материала к скважинам; доставка взрывчатых материалов к месту взрыва; выгрузка и разноска взрывчатых веществ к скважинам; зарядка и забойка скважин; монтаж взрывной сети и оцепление места взрыва; расстановка замедлителей в схеме соединения зарядов; подача боевого сигнала; взрыв; осмотр места взрыва; оформление документов и сдача оставшихся взрывчатых материалов на склад. Механизация забойки скважин осуществляется с помощью забоечных машинбункеров, транспортирующих и засыпающих в скважину забоечный материал ( песок, щебень, отходы обогащения). Доставка и зарядка скважин гранулированными и водонаполненными ВВ осуществляется пневмозарядными машинами (например, СУЗН5). ОПРЕДЕЛЕНИЕ ОСНОВНЫХ ПАРАМЕТРОВ И ПОКАЗАТЕЛЕЙ БВР. При буровзрывном способе подготовки горной массы к выемке и вертикальных скважинных зарядах, диаметр скважины по методике треста «Союзвзрывпром» d 28 h q , мм где h - высота уступа, м; q - удельный расход ВВ; кг/м3 ; - плотность заряжания, т/м3 . Удельный расход взрывчатых веществ ( ВВ), q = 0,4 0,8 кг/м3. Плотность заряжания = 0,7 0,9 т/м3 . С учетом величины диаметра скважины и крепости пород выбираем буровой станок. Линия сопротивления по подошве W 24 d c , м q где d - диаметр скважины для выбранной модели бурового станка, м; - плотность заряжания, т/м3 ; q - удельный расход ВВ; кг/м3 Проверяем величину линии сопротивления по подошве, по возможности безопасного обуривания уступа: W Wmin h ctg c , W Wmax 0,8 h где с = 2 м - безопасное расстояние от гусениц станка до верхней бровки уступа ; = 700 - угол откоса уступа , ctg700 = 0,364. Глубина перебура l п 0,5 q W , м Длина забойки l з 0,6 W ,м Длина заряда ВВ l за р h l п l з , м Глубина скважины 30 lc h l п , м Расстояние между скважинами в ряду a m W ,м где m = (0,81,1) - коэффициент сближения скважин. Величина общего заряда ВВ Q q W a h , кг Вместимость 1 м скважины p 7,85 d 2c , кг/м где d - диаметр скважины для выбранной модели бурового станка, дм; - плотность заряжания, т/м3 . Проверяем массу заряда ВВ по условию вместимости в скважину Q1 p l за р Q , кг Расстояние между рядами скважин при многорядном короткозамедленном взрывании (КЗВ) b 0,9 W , м Ширина взрывной заходки Bз W ( n 1)b , м где n - число рядов скважин. Высота развала при многорядном КЗВ при 2-3 рядах скважин H p ( 0,7 1) h , м; при числе рядов скважин больше 3 H p3 (105 , 12 , )h ,м Ширина развала (от линии первого ряда скважин) Bp 5 q W h ,м Объем взрывного блока из расчета подготовленности для экскаватора запаса взорванной горной массы на двухнедельный срок: Vбл 14 Q эc , м3 где Qэс - суточная эксплуатационная производительность экскаватора, м3 / сутки. Длина взрывного блока V L бл бл Bз h ,м Число скважин во взрывном блоке N Суммарная длина скважин Суммарная масса заряда ВВ Bз L бл , скв. ab L N ( h lп ) , м Q сум N Q , кг Радиус зоны, опасной для зданий и сооружений при короткозамедленном взрывании R c 29 3 Выход горной массы с 1 м скважины Q сум N , м 31 hab , м3 / м lc V Vгм бл , м3 / м N lc Vгм или Общая длина скважин, которую необходимо пробурить за год Lг А гм ,м Vгм где Агм - годовая производительность карьера по скальной горной массе, м3; = (1,05 1,1) - коэффициент потерь скважин. В случае, если подготовка всей горной массы в карьере осуществляется буровзрывным способом Агм = Ав + Ар, где Ар , Ав - годовая производительность карьера по полезному ископаемому и вскрышным породам соответственно, м3; кт - текущий коэффициент вскрыши, м3 / м3. Необходимое количество буровых станков в карьере Nc Lг Qб n б , станков где Qб = (60 100) м/смен. - сменная производительность бурового станка; nб - количество смен бурения одним станком в году, смен. Полученное дробное значение не округляем до целого. Списочное количество буровых станков N cсп N с n сп , станков где nсп = 1,2 - коэффициент резерва. Полученное списочное количество буровых станков округляем до целого в большую сторону. ВЫЕМОЧНО-ПОГРУЗОЧНЫЕ РАБОТЫ . Выемка и погрузка горных пород является одним из основных процессов технологии добычи полезных ископаемых открытым способом. От выбора выемочнопогрузочных машин и их соответствия конкретным гидрогеологическим условиям в значительной степени зависят основные технико-экономические показатели работы карьера. На рудных карьерах для выемки и погрузки горных пород чаще всего применяют машины цикличного действия — одноковшовые экскаваторы и фронтальные погрузчики. При удалении из карьерного поля мягких вскрышных пород используют также технику непрерывного действия — многочерпаковые цепные и роторные экскаваторы. Землеройно-транспортные машины (бульдозеры, колесные скреперы и т. п.) применяют на вспомогательных работах (строительство автодорог, планирование рабочих и отвальных площадок и т. д.). Выемка горных пород—отделение мягких пород от массива уступа или черпанье разрыхленных скальных пород из развала горной массы рабочим органом машины. Погрузка горных пород — процесс перемещения пород из забоя уступа в транспортные средства или непосредственно в отвал. Выемку и погрузку горных пород выполняют, как правило, одной машиной или комплексом машин. При выемке мягких пород из массива забои могут быть торцовые, продольные, тупиковые. При выемке полускальных и скальных горных пород забои бывают торцовые или продольные. Выбор типа забоя зависит как от свойств разрабатываемых горных пород и условий их залегания, так и от типа применяемого выемочно-погрузочного оборудования. 32 Торцовый забой типичен при выемке пород одноковшовыми и роторными экскаваторами как из массива, так и из развала. Он применим также при разработке россыпных месторождений бульдозерами и колесными скреперами. Разновидностью торцевого забоя является траншейный (тупиковый) забой. Продольный (фронтальный) забой используют при применении многочерпаковых цепных экскаваторов на рельсовом ходу, при выемке пород из массива бульдозерами или колесными скреперами. При выемке разрушенных скальных пород из развала продольным забоем используют одноковшовые погрузчики, а также одноковшовые экскаваторы при селективной выемке руды и вмещающих пород. По взаимному расположению забоя и горизонта установки выемочно-погрузочной машины различают выемку верхним, нижним и смешанным черпанием. Аналогично различают и способы погрузки — верхнюю, нижнюю и смешанную. На рудных карьерах отработку уступов осуществляют полосами породного массива вдоль фронта работ. Отработка каждой полосы характеризуется новым положением транспортных коммуникаций на уступе. По длине фронта работ на уступе может быть установлено несколько экскаваторов. В этом случае отрабатываемый уступ делят на экскаваторные блоки, Полосы уступа или развала, отработка которых связана с подвиганием выемочнопогрузочных машин, называют заходками. При всех типах забоев заходки по ширине делят на нормальные, узкие и широкие. В нормальных заходках выемку породы производят при постоянном положении оси движения экскаватора по длине заходки и максимальном использовании их рабочих параметров. Узкие заходки отличаются от нормальных неполным использованием рабочих параметров выемочно-погрузочных машин при постоянном положении их оси перемещения вдоль заходки. Широкие заходки характеризуются переменным положением оси движения выемочных машин в плане. По характеру движения транспортных средств под загрузку при выемке пород в пределах экскаваторных блоков выделяют тупиковые и сквозные схемы движения. Тупиковые схемы характеризуются движением транспортных средств только в пределах выработанного пространства. Сквозные схемы позволяют организовать движение транспортных средств вдоль всего экскаваторного блока. РАЗРАБОТКА ГОРНЫХ ПОРОД МЕХАНИЧЕСКИМИ ЛОПАТАМИ Наибольшее распространение на современных рудных карьерах получили одноковшовые экскаваторы типа прямых механических лопат. Их применяют для выемки и погрузки плотных, мягких, сыпучих горных пород, а также для погрузки предварительно разрыхленных полускальных и скальных горных пород. Прямые механические лопаты—экскаваторы верхнего черпания с нижней погрузкой. При установке на экскаваторах удлиненного рабочего оборудования они могут быть использованы для верхней погрузки. Выпускаются прямые механические лопаты строительного (универсального), карьерного и вскрышного типов. Строительные экскаваторы выпускают с ковшами от 0,5 до 2 м3 применяют на больших карьерах строительных материалов. Карьерные механические лопаты выпускают с ковшами вместимостью от 2,5 до 20 м3 и применяют для погрузки пород любой крепости. Эти экскаваторы имеют жесткую связь рабочего органа с рабочим оборудованием, позволяющим развивать высокие напорные усилия, многодвигательный электрический привод и гусеничный ход. Вскрышные механические лопаты выпускают с ковшами вместимостью от 6 до 100 м3. Используют в основном для разработки мягких и плотных горных пород с перемещением их в отвалы в отработанном пространстве карьера. Рабочим местом экскаватора является забой. Геометрические размеры забоя зависят от параметров экскаватора и свойств разрабатываемых горных пород. Форма забоя должна обеспечивать максимальную производительность экскаваторов. Это достигается установлением рациональных размеров забоя и правильным определением 33 места установки экскаватора. Выемка пород механическими лопатами может производиться в торцовом или продольном забое (рис.). Наиболее рациональна выемка горных пород механическими лопатами в торцовых забоях при сквозных заходках. В этом случае обеспечивается максимальная производительность экскаватора, так как средний угол его поворота в сторону погрузки не превышает 90°, наиболее удобна подача транспортных средств под погрузку, минимальны простои из-за перемещения транспортных коммуникаций. При выемке продольным забоем средний угол поворота экскаватора в сторону погрузки возрастает до 120—140° и необходимы частые его передвижки из-за малой ширины забоя. Это значительно снижает производительность экскаватора. Применение тупиковых заходок наиболее характерно при проведении траншей с нижней погрузкой. Тупиковые заходки применяют также на уступах в период реконструкции карьера при расширении сокращенных или ранее погашенных рабочих площадок. При применении тупиковых заходок наблюдается наибольшее снижение производительности экскаваторов—до 20—30% от эксплуатационной, так как средний угол поворота в сторону разгрузки возрастает до 180° и увеличивается время на транспортно-обменные операции. При разработке мягких и плотных горных пород профиль забоя механической лопаты соответствует траектории движения ковша и имеет угол откоса 70—80°. Толщина срезаемых стружек составляет 0,2—1,0 м. Максимальная высота забоя (уступа) механической лопаты hу при нижней погрузке не должна превышать максимальной высоты черпания Hчmax. Минимальная высота забоя должна обеспечивать наполнение ковша экскаватора за одно черпание. Для экскаваторов ЭКГ-5 эта высота составляет 2,5 м, а для ЭКГ-8И — 3,5 м. Ширина забоя при разработке мягких пород зависит от рабочих размеров экскаватора и вида применяемого карьерного транспорта. Так, при железнодорожном и конвейерном транспорте уступы, как правило, отрабатывают торцовыми забоями с продольными заходками. Размеры этих заходок определяются радиусом черпания экскаватора на горизонте его установки, м: ,м A (15 , 17 , )R у При автомобильном транспорте применяют как сквозные продольные, так и поперечные заходки. В этом случае заходки могут быть нормальными , узкими и широкими . Ширина торцового забоя с тупиковой заходкой принимается равной А тр=2Rчу. Установленную таким образом ширину забоя проверяют и уточняют по условиям размещения транспортного оборудования. При ширине забоя, превышающей 2Rчу , экскаватор перемещается по зигзагообразной траектории или разработка осуществляется поперечными заходками. При разработке полускальных и скальных взорванных пород забоем механической лопаты обычно является весь торец развала или его часть. Профиль забоя изменяется вследствие осыпания породы, стремящейся расположиться под углом естественного откоса. Высота забоя в этих условиях зависит от высоты развала взорванной горной массы, которая, в свою очередь, не должна превышать 1,5 Hчmax. Ширина продольной заходки по целику соответствует ширине взрываемого блока и определяется параметрами буровзрывных работ. Число экскаваторных заходок по развалу зависит от его ширины, типа экскаватора и вида применяемого транспорта. При железнодорожном транспорте можно применять технологическую схему, обеспечивающую уменьшение объемов работ по переукладке железнодорожных путей. В этом случае формируют развал с целью уборки взорванной породы за две экскаваторные заходки. После первой заходки пути переукладывают в новое положение для отгрузки породы из второй заходки, а также из первой заходки последующего 34 взорванного блока. При использовании конвейерного транспорта схемы выемки взорванных пород аналогичны. Погрузку мелковзорванных пород осуществляют мехлопатой на конвейерную ленту с помощью самоходных виброгрохотильных установок. При значительной кусковатости пород применяют передвижные грохотильно-дробильные агрегаты типа СДА-1000 (2000) и ДПА-2000. При применении автомобильного транспорта жесткая взаимосвязь между элементами забоя и положением транспортных коммуникаций на уступе отсутствует. На рудных карьерах получили распространение сквозные и тупиковые широкие продольные заходки (Аш = 40-60 м), а также поперечные заходки нормальной ширины. В результате применения специальных схем развал взорванной породы располагают вдоль фронта горных работ на уступе, что обеспечивает сокращение ширины рабочих площадок. Производительность механических лопат зависит от кусковатости экскавируемых пород, их прочности и плотности, степени связанности пород в развале. При хорошей организации буровзрывных и выемочно-погрузочных работ годовая производительность экскаваторов достигает: ЭКГ-5 2—2,5 млн. м3 , ЭКГ-8И 3,5—4 млн. м3 , ЭКГ-12,5 5,5—6 млн. м3. При разработке забоев сложного строения, содержащих наряду с кондиционными сортами полезного ископаемого некондиционные и пустую породу, применяют специальные способы раздельной выемки и погрузки горной массы, обеспечивающие повышение качества добываемого полезного ископаемого, а также снижение затрат на его переработку. Возможность и целесообразность селективной выемки устанавливают на основании технико-экономических расчетов. Методы селективной экскаваторной выемки подразделяют на простые и сложные. Простая селективная выемка заключается в обособленной выемке и погрузке различных сортов руды и породы в плане уступа без дополнительной их сортировки по высоте забоя. Сложная селективная выемка включает весь комплекс специальных приемов разработки и сортировки рудной массы в забое по высоте уступа. Простую селективную выемку ведут узкими заходками, нормальными заходками, выборочной погрузкой, послойной отработкой уступа; сложную селективную выемку — управляемым обрушением, раздельной и комбинированной выемкой. Управляемое обрушение осуществляют подработкой нижней части забоя в порядке, зависящем от расположения полезного ископаемого в развале. Раздельная выемка достигается регулированием толщины стружки и степени наполнения ковша экскаватора. Отработку забоя начинают, как правило, с верхних слоев. К комбинированным относят методы послойной сортировки, сортировки по фракциям (крупности кусков), различные сочетания раздельной выемки с управляемым обрушением. ПРИМЕНЕНИЕ ДРАГЛАЙНОВ И ФРОНТАЛЬНЫХ ПОГРУЗЧИКОВ При разработке мягких вскрышных пород и полезного ископаемого на рудных карьерах применяют драглайны. В настоящее время в России выпускают восемь базовых моделей драглайнов с ковшами вместимостью от 4 до 125 м3. Их используют для перевалки вскрышных пород в отвалы, проведения траншей, возведения насыпей, разработки обводненных пород и затопленных водой участков. Забой драглайна обычно торцовый, реже фронтальный. Параметры забоя зависят от места расположения драглайна и способа черпания. Забой может отрабатываться нижним, комбинированным и верхним черпанием. При разработке уступа нижним черпанием драглайн располагают па верхней площадке уступа за пределами возможной призмы обрушеипя. В этих условиях высота забоя зависит от глубины черпания и угла его откосов. Драглайн располагают на промежуточном горизонте н отрабатывают два подступа нижним и верхним черпанием. При верхнем черпании драглайн располагают па нижней площадке уступа, при этом угол откоса забоя не превышает 20—25°. Высота забоя 0,8 Нр, где Нр — высота разгрузки, м. Верхнее черпание эффективно только для мощных драглайнов с ковшами 35 вместимостью 15—20 м3 и более. Максимальная ширина заходки драглайна в торцовом забое, м A max R (sin 1 sin 2 ) , где R — радиус черпания драглайна, м; - углы поворота экскаватора при черпании, градус. Драглайны с ковшами вместимостью до 10—15 м3 используют также для погрузки породы в транспортные средства. Наиболее рациональной схемой в этих условиях является схема с применением бункеров-перегружателей, которые используют при погрузке породы драглайнами на конвейеры, в железнодорожные вагоны или средства гидравлического транспорта (землесосные установки). Во всех рассмотренных примерах драглайнами отрабатывают сквозные продольные заходки. Для увеличения ширины заходок и уменьшения числа передвижек транспортных коммуникаций вдоль фронта горных работ на уступах устанавливают передвижные бункера-питатели и конвейерные перегружатели. Одноковшовые погрузчики применяют на рудных карьерах для выемочнопогрузочных, а в некоторых случаях и транспортных работ (при небольших расстояниях перемещения). Отечественные погрузчики имеют ковши грузоподъемностью 2; 3,2; 5 т; предусмотрен выпуск более мощных погрузчиков с ковшами на 10; 15; 25 и 40 м. Погрузчики выпускают на гусеничном и пневмоколесном ходу. По степени поворота ковша различают погрузчики неповоротные (фронтальные), полуповоротные и полноповоротные. На карьерах наибольшее распространение получили фронтальные погрузчики на пневмоколесном ходу. По сравнению с одноковшовыми экскаваторами они характеризуются меньшей металлоемкостью; снижением динамических нагрузок на кузов автосамосвала при погрузке скальных пород; мобильностью. Погрузчиками производят выемку мягких пород непосредственно из массива и механически разрушенных или взорванных пород из развала. В комплексе с погрузчиками, как правило, применяют автомобильный транспорт. Схемы работы одноковшовых погрузчиков в забое зависят от их конструктивных особенностей. Тип забоя—торцовый или продольный со сквозными и тупиковыми заходками. По высоте забои подразделяют на низкие до 1—2 м; нормальные до 5—7 м и высокие—свыше 7 м. Минимальная ширина заходки одноковшового погрузчика, м A min b K c , где bк - ширина ковша погрузчика, м; с - минимально допустимое расстояние между погрузчиком и нижней бровкой уступа (развала), м. Наиболее высокая производительность у мощных погрузчиков достигается при ширине заходки 12—15 м, позволяющей применять рациональные схемы поворота погрузчика и автосамосвала. Основными недостатками, ограничивающими широкое применение погрузчиков на рудных карьерах, являются небольшие параметры рабочего оборудования, ограничивающие высоту разрабатываемых уступов, а также относительно небольшие напорные усилия, которые в ряде случаев бывают недостаточными для разработки крупнокусковых взорванных пород. В настоящее время погрузчики применяют на карьерах по добыче строительных материалов, па карьерах цветных и редких металлов при разработке сложноструктурных забоев. ВЫЕМКА ГОРНЫХ ПОРОД МНОГОЧЕРПАКОВЫМИ ЭКСКАВАТОРАМИ Область применения многочерпаковых экскаваторов на рудных карьерах существенно ограничена по сравнению с одноковшовыми из-за их конструктивных особенностей и способности разрабатывать только мягкие горные породы. Наиболее производительными и прогрессивными выемочно-погрузочными машинами из всех экскаваторов непрерывного действия являются роторные экскаваторы. Они имеют рабочий орган в виде роторного колеса диаметром от 2,5 до 18 36 м с ковшами вместимостью от 40 до 4000 л и окружной скоростью вращения ротора от 1 до 6 м/с. Выпускают роторные экскаваторы верхнего черпания (при глубине нижнего черпания не более 0,5 диаметра ротора); верхнего и нижнего черпания с нижней погрузкой. По технологическим признакам роторные экскаваторы различают: по производительности (по разрыхленной породе) на малые (до 630 м3/ч) средние (630— 2500 м3/ч), мощные (2500—5000 м3/ч) и сверхмощные (более 5000 м3/ч); по величине расчетного удельного усилия копания (резания): с нормальным—до 0,7 МПа, с повышенным—до 1,4 МПа, высоким — до 2,1 МПа; по способу подачи ротора на забой: с выдвижными и невыдвижными стрелами; по типу ходового оборудования: на гусеничном, шагающе-рельсовом, рельсово-гусеничном и рельсовом ходу; по типу разгрузочного устройства: с разгрузочной консолью и с соединительным мостом. Роторные экскаваторы применяют на вскрышных и добычных работах при разработке угольных и марганцевых месторождений; на карьерах по добыче строительных материалов, на вскрышных работах на железорудных карьерах. Роторными экскаваторами отрабатывают забои торцового и продольного типов со сквозными заходками. Наиболее распространенными технологическими схемами работы роторных экскаваторов являются: в продольном забое при сквозной заходке с погрузкой горной массы в транспортные средства, расположенные па горизонте установки экскаватора; то же, в торцовом забое нормальной ширины; то же, в широкой панели-заходке с использованием перегрузочных мостов; в торцовом забое при сквозной заходке с верхним и нижним черпанием и нижней погрузкой в транспортные средства. Выемка породы в забоях роторного экскаватора производится вертикальными или горизонтальными стружками . При разработке устойчивых пород наиболее целесообразна выемка многорядными вертикальными стружками. Горизонтальные стружки и комбинированный способ рациональны в малоустойчивых породах и при селективной выемке. Максимальная высота уступа определяется максимально допустимым углом наклона роторной стрелы . При отработке верхнего подуступа этот угол составляет 26— 27°; нижнего — 16-18°. Высота нижнего подуступа практически одинакова при вертикальных и горизонтальных стружках и равна максимальной глубине черпания экскаватора. Угол откоса уступа и угол откоса забоя зависят от физико-механических свойств разрабатываемых пород. В большинстве случаев угол откоса забоя на 5—10° больше по условиям устойчивости пород, слагающих забой. Угол поворота роторной стрелы определяется ее типом и положением в забое: при выдвижной стреле - 85—90°, при невыдвижной стреле - 80°, при выемке нижнего слоя 45— 90°. Высота одновременно срезаемого слоя зависит от типа пород и изменяется в пределах (0,4— 0,7) диаметра роторного колеса. Толщина срезаемой стружки зависит от мощности экскаватора и свойств разрабатываемых пород и достигает 0,3—0,5 м. Она регулируется подачей роторной стрелы на забой или отодвиганием экскаватора от забоя. Многочерпаковые цепные экскаваторы имеют в качестве рабочего органа раму и цепь с черпаками. Угол наклона рамы изменяется с помощью канатной подвески. Экскаваторы выпускают с одной черпаковой рамой только нижнего или верхнего черпания (неповоротные); последовательно нижнего и верхнего черпания (поворотные); с двумя независимыми рамами для одновременного верхнего и нижнего черпания с нижней разгрузкой. Многочерпаковые цепные экскаваторы применяются на угольных и марганцевых карьерах, на вскрышных работах железорудных карьеров, предприятиях горно-химического сырья., а также на карьерах стройматериалов. Основными типами забоев многочерпаковых цепных экскаваторов являются продольный и торцовый. Выемку породы в продольном забое производят экскаваторами на рельсовом ходу. При этом забой располагают либо вдоль всего фронта горных работ на уступе, либо 37 делят на отдельные блоки, породу в которых вынимают последовательно. При такой схеме отработки уступа цепной экскаватор непрерывно перемещается вдоль его откоса. Толщина стружки для экскаваторов средней мощности составляет в среднем для песков 10—15 см, для глины 5—8 см. Высота уступов, разрабатываемых многочерпаковыми цепными экскаваторами, зависит от длины черпаковых рам и углов откосов уступов. Как правило, она обычно не превышает 30 м при верхнем и 40 м при нижнем черпании. Выемку породы в продольном забое цепного экскаватора осуществляют одиночными параллельными стружками, многорядными параллельными стружками, треугольными стружками по вееру. Одиночные параллельные стружки отрабатывают неповоротными цепными экскаваторами с жесткой черпаковой рамой без планирующих звеньев. Отработка многорядными параллельными стружками наиболее рациональна для экскаваторов нижнего черпания при наличии выдвижной черпаковой рамы. Выемку треугольными стружками по вееру осуществляют за счет постепенного опускания первоначально расположенной горизонтально черпаковой рамы. При отработке уступа продольными забоями передвижка рельсовых путей вслед за подвиганием фронта работ осуществляется: при параллельных стружках непрерывно — путепередвигателями непрерывного действия, а при треугольных стружках по вееру периодически — с помощью путепередвигателей цикличного действия. Торцовые забои отрабатывают миогочерпаковыми цепными экскаваторами на гусеничном ходу с верхними и нижними планирующими звеньями. В этих условиях выемку породы производят при повороте экскаватора вокруг вертикальной оси и срезанием стружки по вееру при последовательном опускании черпаковой рамы. Максимальная ширина заходки торцового забоя составляет: при нижнем черпании А н= (3-3,5) Ну , при верхнем — Ав= (3,5-4) Ну, где Ну — высота отрабатываемого уступа. Одноковшовые экскаваторы используются на карьерах как основное добычное, вскрышное и отвальное оборудование. Экскаваторы с ковшом вместимостью более 4 м3 относятся к карьерным. В их типаже приняты следующие обозначения: ЭКГ — экскаватор электрический, на гусеничном ходу. Цифры, стоящие после дефиса, обозначают вместимость основного ковша в кубических метрах . Прямая карьерная лопата используется на мягких, плотных и разрыхленных (полускальных и скальных) породах, при погрузке пород в отвал и транспортные сосуды, установленные на уровне стояния экскаватора или на вышележащем уступе, а также при проходке траншей и на отвальных работах. ЭШ — экскаватор шагающий. Цифры, стоящие до точки, — номинальная вместимость основного ковша в кубических метрах. Цифры, стоящие после точки, — длина стрелы в метрах. Драглайн применяется на легких, средней крепости или взорванных крепких породах, как с нижним, так и с верхним черпанием при бестранспортной системе разработки, при работе на отвалах, при переэкскавации горной массы, при погрузке в транспортные сосуды или бункер, при строительстве карьеров и проходке траншей. ЭГ — экскаватор карьерный гидравлический, на гусеничном ходу, прямая лопата. Цифры, стоящие после дефиса, обозначают вместимость основного ковша в кубических метрах . ЭГО — экскаватор карьерный гидравлический, на гусеничном ходу, обратная лопата. Цифры, стоящие после дефиса, обозначают вместимость основного ковша в кубических метрах . Обратная лопата применяется на тех же породах, что и прямая лопата, при черпании ниже уровня его стояния и погрузке в транспортный сосуд, расположенный на нижележащем уступе или на уровне стояния экскаватора и при проходке траншей. Буквы А, И, М, С, добавленные к названию, обозначают модификации экскаваторов; Ус — экскаватор с удлиненным рабочим оборудованием для погрузки транспорта, расположенного на уровне стояния экскаватора; У — экскаватор с удлиненным рабочим оборудованием для верхней погрузки. 38 Экскаваторы с ковшами вместимостью менее 4 м3 относятся к строительным. Индекс названия экскаватора состоит из буквенной и цифровой частей. Буквенная: ЭО — экскаватор одноковшовый универсальный. Цифровая состоит из четырех цифр: первая — номер размерной группы, вторая — тип-номер ходового устройства, третья — исполнение рабочего оборудования, четвертая — порядковый номер модели. Буквы, добавленные к названию, означают модификацию модели. Определение параметров и показателей экскавации Выбор модели экскаватора для ведения добычных и вскрышных работ осуществляется с учетом физико-механических свойств горных пород, заданной высоты уступа и установленной высоты развала. Величина высоты развала Hp должна отвечать условиям 2 H нв Н р 115 , Н max , 3 где Ннв - высота расположения напорного вала экскаватора, м; Нmax - максимальная высота черпания экскаватора, м. Высота расположения напорного вала экскаватора H нв 0,56 Н max . Техническая характеристика карьерных экскаваторов - механических лопат Показатели ЭКГ-8И ЭКГ-10 ЭКГ-15 ЭКГ-5А ЭКГ-20А 3 Емкость ковша, м 8 ; 10 10; 8; 12,5 15 5,2; 3,2; 7 20; 16; 30 Макс. Радиус черпания на 12,2 12,6 15,6 9,0 14,2 уровне стояния, м Макс. Радиус черпания, м 18,2 18,4 22,6 14,5 23,4 Макс. Радиус разгрузки, м 16,3 16,3 20 12,6 20,9 Макс. Высота черпания, м 12,5 13,5 16,4 10,3 17 Время цикла, с 26 26 28 23 30 Техническая характеристика шагающих экскаваторов - драглайнов Показатели ЭШЭШ-11.70 ЭШЭШ6,5.45У 15.80 10.100 Емкость ковша, м3 5-7 11 15 10 Длина стрелы, м 30-45 70 80 100 Макс. Радиус черпания, м 43,5 66,5 76,5 93,5 Макс. Радиус разгрузки, м 43,5 66,5 76,5 93,5 Макс. Высота разгрузки, м 19,5 27,5 32 42 Макс. Глубина черпания, м 22 35 40 50 Время цикла, с 39 53 58 58 Техническая характеристика карьерных экскаваторов гидравлических Показатели ЭГ-6 ЭГ-10 ЭГ-15 ЭГО-8 3 Емкость ковша, м 6;5 10 ; 8 15 ; 12 8;6 Макс. Радиус копания , м 13 14 16 21,8 Глубина копания, м 12 Высота копания, м 13 14 16 16,7 Высота выгрузки, м 8-9 11 13 12,5 Расч.производительность,м 2,1 3,4 4,7 2,5 3 лн.м /год Время цикла, с 24 24 26 26 Ширина экскаваторной заходки ЭШ20.90 20 90 83 83 38,5 42,5 60 ЭГ-20 20 ; 16 19 18 14,8 5,85 28 39 A (15 , 17 , )R у , м где Rу - радиус черпания экскаватора на уровне стояния, м. Сменная эксплуатационная производительность экскаватора Q эc 3600 E Tcм k н k и , м3 / смен. tцkр где Е- емкость ковша экскаватора, м3 ;Тсм - продолжительность рабочей смены, ч; kн = (1,050,9) - коэффициент наполнения ковша экскаватора; kр = (1,31,5) коэффициент разрыхления горной массы в ковше экскаватора; kи = (0,70,9) коэффициент использования экскаватора во времени; tц - продолжительность рабочего цикла экскаватора. Годовая эксплуатационная производительность экскаватора Q эг Q эc N эг n см , м3 / год где nсм - количество смен работы экскаватора в сутки, смен ; Nэг - количество суток работы экскаватора в год. При выборе одной модели экскаватора для вскрышных и добычных работ, необходимое количество экскаваторов в карьере Nэ A гм , Q эг экск. Агм = Ав + Ар - производительность карьера по горной массе, м3 / год. Полученное дробное значение не округляя до целого. Списочное количество экскаваторов N эcсп N э n сп , экск. где nсп = 1,2 - коэффициент резерва экскаваторов. Полученное списочное количество экскаваторов округляем до целого в большую сторону. В случае выбора различных моделей экскаваторов для вскрышных и добычных работ, необходимое количество экскаваторов в карьере определяется отдельно. РАЗРАБОТКА ГОРНЫХ ПОРОД СКРЕПЕРАМИ Скрепер относится к землеройно-транспортным машинам, он выполняет процессы выемки породы, перемещения ее на расстояние 0,2—6 км и укладки ее в отвал. Он используется в дорожном строительстве и на карьерах для разработки мягких или полускальных предварительно разрыхленных механическим способом пород. Скреперы выпускаются прицепные и самоходные. Преимущество скреперов заключается в их мобильности, поэтому применение их эффективно для разработки небольших объемов горных пород или, при значительной концентрации этой техники, для выполнения больших объемов в короткое время. Скрепер применяется на рекультивационных работах на карьерах, т. е. при снятии плодородного слоя, а затем, после отработки карьерного поля и планирования отвалов,—при перемещении и нанесении его на поверхность отвала, производстве вскрышных работ при малой мощности мягкой вскрыши, разработке пропластков полускальных пород, проведении капитальных и разрезных траншей и т. п. Рабочий цикл скрепера состоит из срезания слоя породы с заполнением ковша (рис. а), транспортирования породы на необходимое расстояние (рис. б), разгрузки ковша (рис. в) и возвращения в забой. Загрузка и разгрузка ковша скрепера осуществляются свободно или принудительно. При свободной загрузке слой снимаемой породы заполняет ковш, перемещая часть загруженной породы внутрь ковша. В этом случае около 40% тягового усилия скрепера затрачивается на преодоление сопротивления породы в ковше. Принудительная загрузка производится с помощью скребкового погрузчика, который 40 устанавливается вместо передней заслонки и принудительно поднимает породу, в верхнюю часть ковша (рис.г). В нашей стране скреперы выпускаются с ковшом вместимостью от 6 до 15 м3 за рубежом—от 4 до 60 м3. Ширина полосы резания составляет 2200—2800 мм, величина заглубления — 250—400 мм, расстояние транспортирования—от 2 до 6 км. Технология разработки горных пород скреперами на карьерах заключается в срезании последовательных слоев породы на горизонтальной или наклонной поверхности. Разработка горизонтальными слоями применяется при малой мощности вскрышных пород, снятии плодородного слоя, подготовке участка карьерного поля к разработке или проведении неглубоких (до 3 м) траншей. Выемка пород скрепером на наклонной площадке эффективнее вследствие снижения усилий на выемку при движении его под уклон. Эта технология применяется при проведении разрезных и глубоких (от 3 до 18 м) капитальных траншей, при разработке мощной вскрыши. Угол наклона забоя устанавливается в зависимости от физико-механических свойств разрабатываемых пород и изменяется от 10 до 20°. Длина наклонного забоя должна соответствовать расстоянию, на котором происходит заполнение ковша. Это расстояние определяется по формуле L Ek c bh где Е — вместимость ковша, м3; kс — коэффициент скрепирования ; b — ширина полосы резания скрепера, м h—толщина срезаемого слоя, м. Производительность колесного скрепера зависит от вместимости ковша, длительности цикла, расстояния и скорости транспортирования и свойств разрабатываемых пород. Рабочий цикл складывается из следующих операций: наполнения ковша, транспортирования горной массы до отвала, разгрузки и возвращения скрепера в забой. Наполнение ковша и его разгрузка выполняются во время движения скрепера. ПЕРЕМЕЩЕНИЕ КАРЬЕРНЫХ ГРУЗОВ Перевозка горной массы в карьерах относится к одному из основных производственных процессов, который наряду с буровзрывными и выемочнопогрузочными работами определяет технологию открытой добычи полезных ископаемых. Назначением карьерного транспорта является перемещение из экскаваторных забоев вскрышных пород—к отвалам; полезного ископаемого—к приемным бункерам обогатительных фабрик, к складам полезного ископаемого и т.п. Количество груза в тоннах, перевозимого карьерным транспортом в единицу времени, называется грузооборотом карьера. Он складывается из грузооборота пустых пород, полезного ископаемого и хозяйственно-технических грузов. Основные особенности эксплуатации карьерного транспорта относительно небольшие расстояния перемещения транспортных средств (до 10—15 км); быстрая оборачиваемость подвижного состава; большая величина грузооборотов и высокая интенсивность движения транспортных средств; наличие значительных уклонов дорог; непрерывное увеличение расстояний транспортирования по мере углубления карьера; необходимость периодического перемещения транспортных коммуникаций на уступах карьеров и отвалов; значительные ударные нагрузки на транспортные средства, особенно при погрузке скальных горных пород. Карьерный транспорт служит для перемещения горной массы на открытых разработках и представляет собой комплекс устройств и сооружений, объединяющий основное (подвижной состав) и вспомогательное оборудование, транспортные коммуникации, средства управления работой, устройства для технического обслуживания и ремонта. Пунктами погрузки в карьерах (разрезах) служат экскаваторные 41 забои или промежуточные склады, а пунктами разгрузки для вскрышных пород — отвалы, для полезного ископаемого — постоянные или временные склады, приемные бункеры дробильных, сортировочных, обогатительных, агломерационных или брикетных фабрик. В случаях, когда полезное ископаемое из карьера направляется отдаленным потребителям, разгрузка как таковая отсутствует и работа карьерного транспорта завершается передачей груза на магистральный транспорт. Карьерный транспорт имеет ряд особенностей, отличающих его от транспорта общего назначения: пункты погрузки и разгрузки постоянно меняют свое положение, следуя за фронтом горных работ, что требует периодического перемещения транспортных коммуникаций и оборудования; путь транспортирования из карьера, как правило, прокладывается под большим уклоном; для высокопроизводительного использования погрузочного и транспортного оборудования необходимо взаимное согласование параметров того и другого. Вид карьерного транспорта определяется в первую очередь средствами перемещения горной массы. Каждому виду транспорта соответствуют определенные оборудование, коммуникации и организация работы. Выбор вида транспорта производится на основе технико-экономических расчетов применительно к конкретным горнотехническим условиям с учетом большого числа разнообразных факторов: условий залегания пласта и рудного тела, производственной мощности карьера, т.е. объема перевозок, характеристики транспортируемого груза, глубины карьера, расстояния транспортирования. С учетом вида карьерного транспорта выбираются схемы вскрытия месторождения и параметры системы разработки. Основное распространение на отечественных и зарубежных карьерах получили железнодорожный, автомобильный и конвейерный транспорт, применяемые как самостоятельные виды, так и в комбинациях. По прогнозу эти виды транспорта останутся основными на ближайшие 10—15 лет. Другие виды транспорта получили меньшее распространение, хотя в определенных условиях они могут быть наиболее эффективными. Карьерный транспорт подразделяют на цикличный (железнодорожный; автомобильный (скиповые подъемники); непрерывный (поточный—конвейерный, гидравлический); комбинированный (различные сочетания цикличного и непрерывного видов транспорта). В настоящее время наиболее распространен на карьерах железнодорожный, автомобильный и конвейерный транспорт. Принятый вид карьерного транспорта должен обеспечивать выполнение запланированного грузооборота; минимальное расстояние транспортирования; максимальную производительность выемочно-погрузочного оборудования; возможность при необходимости селективной выемки полезного ископаемого; безопасность работ; минимальную себестоимость перевозки. ПРИМЕНЕНИЕ ЖЕЛЕЗНОДОРОЖНОГО ТРАНСПОРТА Железнодорожный транспорт получил распространение на крупных угольных разрезах, а также рудных карьерах. Он обладает следующими достоинствами: возможностью использования различных видов энергии и типов локомотивов, длительным сроком службы подвижного состава (до 20—25 лет), надежностью в работе в различных климатических условиях, высокой производительностью. К недостаткам железнодорожного транспорта относят: большие затраты на строительство, ремонт и содержание путей и контактной сети; небольшую (до 35—40%о) величину подъема (уклона) пути в грузовом направлении; большие радиусы закруглений железнодорожных путей (свыше 120—150 м). Железнодорожный транспорт целесообразно применять на карьерах производительностью по горной массе свыше 25—30 млн. т/год при расстояниях транспортирования грузов более 2—3 км. Годовой грузооборот на современных крупных карьерах, выполняемый железнодорожным транспортом, достигает 60—100 млн. т. Средства железнодорожного транспорта включают подвижной состав и рельсовые 42 пути. Подвижной состав карьерных железных дорог состоит из локомотивов и вагонов. В качестве локомотивов на современных карьерах применяют электровозы и тепловозы. Наибольшее распространение на карьерах с железнодорожным транспортом получили электровозы. Они экономичны и производительны способны преодолевать сравнительно крутые руководящие уклоны (до 40%о) имеют относительно высокий КПД (до 14—16 %). Основным типом карьерных электровозов являются контактные электровозы постоянного тока. На отечественных карьерах применяют железнодорожные пути с шириной колеи 1524 мм. По назначению пути делятся на стационарные — сохраняющие свое первоначальное положение течение длительного периода времени, пути на транспортных бермах, в капитальных траншеях и на поверхности; временные — перемещаемые вслед за подвиганием фронта горных и отвальных работ (на рабочих уступах карьера и отвалах). Железнодорожный путь по длине делят па участки (перегоны). Пункты, ограничивающие перегоны (станции, разъезды, тосты), называют раздельными обменными пунктами (ОП). От схемы развития путей и организации транспортно-обменных операций на уступах карьера в значительной степени зависит эффективное использование горного и транспортного оборудования. Эксплуатационная производительность экскаваторов зависит от коэффициента обеспечения забоя порожними составами o tп , t п to где tп — время погрузки состава, ч; tо — время обмена груженых и порожних поездов, ч. Время обмена tо зависит от скорости движения поезда, длины фронта работ на уступе и схемы путевого развития па уступах карьера и отвалах. Эти схемы выбираются из условия быстрейшего обмена поездов и наилучшего использования экскаваторов и средств транспорта. Время обмена поездов (ч) при расположении ОП за пределами фронта работ определяют по формуле: 0,5L фр L t o 2 c , Vз Vc где Lc — длина соединительных путей, км; Vс и Vз — скорость движения поезда соответственно по соединительным и забойным путям, км/ч; Lфр— длина фронта работ, км; — время на связь между ОП, ч. Пропускная способность рельсовых путей определяется числом пар поездов, которое может быть пропущено по ограничивающему перегону в единицу времени. За отрезок времени чаще всего принимают сутки. Пропускная способность для однопутных перегонов, (пар поездов/сутки) N 60T ( t г р t по р 2 ) ; для двухпутных перегонов N 60T (t гр ) , где Т - время работы транспорта, ч/сут; tгр - время движения поезда в грузовом направлении, мин; tпор - то же, но в порожнем направлении, мин; - время, необходимое на связь между раздельными пунктами, мин. 43 Основные схемы путевого развития на уступе при тупиковой организации движения поездов: а, б—при одном экскаваторе на уступе; в, г — при двух экскаваторах. Провозной способностью (т/сут) называют количество груза, которое переводят по данному перегону за определенный период времени. Ее устанавливают также по ограничивающему перегону: M N o nq , f где No - пропускная способность ограничивающего перегона, поездов/сут; n - число вагонов в составе поезда; q - грузоподъемность вагона, т; f - коэффициент резерва (f = 1,1—1,2). Провозную способность карьерных путей можно повысить за счет увеличения полезного веса локомотивосоставов и пропускной способности путей. Производительность локомотивосоставов (т/смену) Q лс 60Tсм nq , t об где Тсм - время работы состава, ч/смену; tоб - полное время рейса локомотивосостава, мин. Число рабочих локомотивосоставов в карьере N раб f Q сут t об 60Tсм n q n см , где Qсут - суточный грузооборот карьера, т; nсм - количество рабочих смен в сутки. ПУТЕВЫЕ РАБОТЫ Путевые работы являются основными в комплексе вспомогательных работ при железнодорожном транспорте. К ним относятся: возведение и планировка земляного полотна; сборка рельсо-шпальной решетки; укладка и перемещение путей; балластировка путей и очистка шпальных ящиков ; выправление, рихтовка, текущее содержание и ремонт пути; монтаж, перенос и текущее содержание контактной сети. Возведение и планировка земляного полотна путей на уступах осуществляются в процессе основной работы выемочными и отвальными машинами по маркшейдерским пикетам. При подготовке трассы путей экскаваторы производят подсыпку полотна, выравнивание его, нарезку кюветов и т. д. Иногда для этого используют экскаваторы строительного типа. Окончательную планировку осуществляют бульдозерами, которые используют также для формирования насыпей и устройства неглубоких выемок. Средняя производительность бульдозеров при планировке составляет 0,6—0,8 км/ч. Помимо бульдозеров для этих целей при транспортировании породы на расстояние более 80— 100 м могут использоваться скреперы с ковшами емкостью 6—15 м3. Для планировки земляного полотна и откосов, нарезки канав и кюветов в мягких породах применяют самоходные автогрейдеры, производительность которых при нарезке кюветов достигает 24 км/смену, а при планировке и профилировании земляного полотна—до 55 км/смену. Водоотводные канавы вдоль полотна чаще сооружают отвальными плугами или экскаваторами строительного типа. Сборка и ремонт рельсо-шпальных решеток на карьерах часто выполняются непосредственно на трассе пути. При укладке пути с малым радиусом кривизны или изменении его кривизны необходимы перешивка звеньев, укорачивание рельсов или вставка «рубок». На крупных карьерах создаются вблизи станций централизованные звеносборочные площадки и базы, где производятся разборка звеньев, ремонт путевых материалов, сборка звеньев и стрелочных переводов из новых и бывших в употреблении материалов при полной механизации всех трудоемких работ: разгрузки рельсов и шпал 44 из вагонов, загрузки последних в пропиточные ванны или автоклавные шпалопропиточные установки, выгрузки из ванн и цилиндров, укладки пропитанных шпал на стеллажи, а в дальнейшем звеносборочные стенды и т. д. Производительность звеносборочных агрегатов (полуавтоматических звеносборочных стендов и линий) составляет 300—500 м готовых звеньев пути в смену при работе бригад из 5 и 14 чел. Сборочно-разборочные стенды баз и площадок оборудуются рольгангами, козловыми кранами грузоподъемностью 5—10 т с пролетом 10—32 м, тельферами, электромагнитными плитами (для разгрузки деталей скреплений и рельсов из вагонов), гидравлическими домкратами. Разборка звеньев производится электрокостылевыдергивателями. На крупных базах для этой цели применяют электрогидравлический агрегат—шпалорасшивочную машину. Выправка рельсов производится с помощью рельсоправильных прессов. Для сборки звеньев применяют различный инструмент. Шпалопропиточные установки имеют производительность 5— 20 тыс. м3 древесины в год. Укладка рельсо-шпальных решеток в путь на карьерах чаще всего производится краном с платформы; тяговым средством является локомотив (рис. а). На постоянных путях с радиусом кривых не менее 200 м для укладки звеньев длиной 25 м с железобетонными шпалами могут применяться путеукладочные краны МПС. На карьерах могут также использоваться: рельсоукладчики для укладки отдельных элементов звеньев (рис. б), двухконсольные тракторные путеукладчики на базе трактора с комплектом платформ и роликовыми конвейерами для перемещения пакетов звеньев (рис. в), тракторные путеукладчики для укладки звеньев длиной 25 м с деревянными и железобетонными шпалами (рис. г), а также путеукладочные поезда (рис. д). Балластировка железнодорожных путей включает: доставку и разгрузку балласта, разравнивание балластного слоя, укладку балласта под шпалы, подбивку и подштопку шпал, рихтовку и выправку пути . Для перевозки, механизированной разгрузки, дозировки и разравнивания балласта (щебень или гравий крупностью до 150 мм) используют вагоны-дозаторы. В состав балластировочного поезда входят пять-шесть вагонов-дозаторов. Разгрузка балласта происходит при движении поезда со скоростью 3— 5 км/ч на всю ширину балластной призмы, по сторонам, в середине пути, на междупутье или на обочину. Расход балласта составляет до 1570 м3 /км. При ремонте пути возможна дозировка балласта для засыпки отдельных шпальных ящиков. Укладку балласта под шпалы и разравнивание его осуществляют средствами малой механизации и специальными балластировщиками. Для этого используют также путепередвигатели цикличного действия. Целесообразно применение комплекта легких балластировочных машин, включающего гидравлический тракторный дозировщик и ползучий путеподъемник. Подбивка балласта под шпалы осуществляется ручными электрическими шпалоподбойками, а также самоходными шпалоподбивочными машинами вибрационного типа. Рихтовка и выправление путей выполняются с помощью путепередвигателей цикличного действия, гидравлических домкратов, ручных гидрорихтовщиков, съемных моторных гидрорихтовщиков, самоходных гидрорихтовщиков с упорами для грубой и чистовой рихтовки, подъемно-рихтовочных агрегатов и механизмов. Перемещение рельсо-шпальной решетки временных путей является большой по объему и трудоемкой работой. В среднем на 100 тыс. м3 породы, разрабатываемой в карьерах и разгружаемой на отвалах, перемещается соответственно 0,8—1 и 0,4— 0,6 км путей. Различают два основных способа перемещения временных путей на новую трассу: передвижку пути без его разборки и переукладку (перенос) пути отдельными звеньями. Выбор способа перемещения зависит от типа разрабатываемых пород, выемочного и отвального оборудования, ширины заходки, определяющей расстояние (шаг) перемещения пути, объема путевых работ, климатических условий. 45 Передвижка пути, как правило, вместе с опорами контактной сети основана на использовании подвижности путевой решетки в поперечном направлении. При этом перемещение пути в пределах шага передвижки может осуществляться периодически (циклично) или непрерывно. Переукладка пути отдельными звеньями применяется, главным образом, при выемке взорванных пород одноковшовыми экскаваторами, а при непрерывной выемке—в неблагоприятных климатических и горно-геологических условиях . По виду применяемого оборудования различается передвижка путей путепередвигателями цикличного действия и тракторами-тягачами. Путепередвигатели цикличного действия обычно применяют для передвижки путей плужных отвалов на расстояние 2,5—-4 м. Основные механизмы: подъемнореечный и захватный. С помощью последнего двухосная платформа путепередвигателя периодически жестко соединяется с рельсами. Основные операции процесса передвижки пути: установка платформы в пункте передвижки, захват клещами головок обоих рельсов, установка опорного башмака наклоненной в направлении передвижки зубчатой рейки (рис. а), подъем всей платформы вместе с рельсо-шпальной решеткой и одновременно горизонтальное смещение последней под воздействием вертикальной и горизонтальной составляющих направленного по наклонной рейке усилия, развиваемого двигателем внутреннего сгорания (рис. 14.3, б), опускание платформы и рельсо-шпальной решетки на новое полотно, освобождение захватов, подъем рейки и перемещение путепередвигателя к новому пункту передвижки (рис. в). Основные приемы передвижки: перекидывание и сдвигание. Перекидывание применяют, когда шпалы глубоко вдавлены в породу и оказывают большое сопротивление боковому сдвигу. В этом случае для увеличения подъемного усилия зубчатую рейку устанавливают под углом 5—-15° к вертикали, и путь вместе с машиной поднимается на 0,5—0,6 м до потери равновесия системой. При сдвигании пути (прочное основание, шпалы слабо вдавлены) рейка устанавливается под углом 30— 40° к вертикали, что позволяет увеличить шаг передвижки. Обычно совместно используют оба приема передвижки: перекидывание на 0,5—0,6 м и последующее сдвижение на 0,3—0,4 м; общий шаг передвижки составляет 0,7—0,9 м. Длина одновременно передвигаемого участка пути составляет 6—-17 м. Максимальная подъемная сила путепередвигателей равна 250—300 кН. Техническая производительность путепередвигателя зависит от шага и продолжительности цикла передвижки, расстояния между точками установки, состояния пути и его основания, а также времени года. Сменная производительность путепередвигателя достигает 460—550 м пути при общем шаге передвижки 2,8— 3,2 м (1300— 1600 м2 ). Несмотря на надежность эксплуатации, из-за небольшой производительности и сравнительно высоких затрат передвижка путей путепередвигателями цикличного действия имеет ограниченную область применения. Цикличная передвижка пути тракторами осуществляется подтягиванием рельсо-шпальной решетки «на себя» с помощью крюка, захватывающего подошву дальнего от трактора рельса. Шаг передвижки равен 0,3—2 м (иногда 5—6 м). Расстояние между пунктами установки трактора вдоль пути составляет 10—15 м. При цикличной передвижке пути одновременно двумя тракторами расстояние между ними по фронту равно 2—5 м, а шаг перецепки увеличивается в 1,5—2 раза. Область применения цикличной передвижки путей тракторами ограничена ввиду малого шага передвижки, возникающих при этом деформаций рельсов, их соединений и скреплений, перекоса шпал и большой трудоемкости их выправки. Способ передвижки путей путепередвигателями непрерывного действия распространен при выемке мягких пород цепными экскаваторами и перемещении их железнодорожным транспортом или транспортно-отвальными мостами; этот способ передвижки применяется и на абзетцерных отвалах. 46 Принцип действия путепередвигателей непрерывного действия заключается в том, что рельсо-шпальная решетка роликовыми захватами приподнимается на высоту 0,2— 0,4 м и непрерывно сдвигается в сторону при движении путепередвигателя со скоростью 5—15 км/ч . Ход машин рельсовый. Различают три типа путепередвигателей: мостовые, консольные и комбинированные в зависимости от расположения механизма подъема и смещения пути. Шаг передвижки пути мостовыми путепередвигателями составляет не более 0,3—0,5 м, так как передняя по ходу тележка движется по новой трассе, а задняя—по старой; невозможна передвижка тупиковых участков пути длиной 10—15 м. Консольные путепередвигатели позволяют перемещать путь сразу на расстояние до 1,5 м (обе ходовые тележки движутся по одной трассе), однако для избежания сильного расшатывания рельсовых скреплений обычно шаг передвижки принимают не более 0,4—0,5 м. Мостовые путепередвигатели имеют массу 25—100 т, а консольные (при той же мощности) —до 120 т. Комбинированные (консольно-мостовые) путепередвигатели обладают достоинствами машин обоих типов. Путепередвигателями возможна передвижка путей с радиусом кривых более 700 м при отсутствии стрелочных переводов. При этом применяют специальные скрепления рельсов (например, клиновые), обеспечивающие подвижность решетки, предотвращение ее деформаций, сохранение размерности колеи, быструю замену шпал. Требуется тщательная планировка межпутного пространства. Большие масса и мощность путепередвигателей дают возможность передвигать путевую решетку из семи-восьми рельсовых ниток (тяжелые рельсы Р-50 и Р-65), связанных общими шпалами или тягами. Обслуживают машину два-три человека. Техническая производительность путепередвигателей определяется длиной передвигаемого участка пути, шагом передвижки, скоростью движения машины, устройством и массой пути, свойствами пород и временем года. Производительность путепередвигателей обычно составляет 200—500 м2 /ч, а в отдельных случаях достигает 1200—1500 м2 /ч на прямолинейных и 700—800 м2 /ч на криволинейных участках пути. Благоприятно на технико-экономических показателях сказывается увеличение общего шага передвижки пути до 8 м и более. Продолжительность вспомогательных операций в начале и конце каждого прохода путепередвигателя равна 5—10 мин. Стремление к снижению массы и увеличению производительности путепередвижных машин непрерывного действия привело к распространению способа передвижки путей турнодозерами при разработке мягких пород многоковшовыми и одноковшовыми экскаваторами. Турнодозер—гусеничный трактор или колесный тягач с навесным оборудованием в виде крана, подъемной лебедки и рельсозахватной головки. Передвижка пути турнодозером заключается в захвате головки ближнего или дальнего рельса, подъеме одного края рельсо-шпальной решетки на 15—20 см, отъезде турнодозера на шаг передвижки и многократном маятниковом движении его вдоль пути. При захвате ближнего рельса производится подтягивание путевой решетки к турнодозеру (подтяжный способ), а при захвате дальнего рельса—толкание пути от турнодозера (напорный способ). Подтяжной способ производительнее вследствие уменьшения сопротивления перемещению решетки. Вследствие большой подвижности свободной путевой решетки при использовании турнодозеров возможный шаг передвижки гораздо больше, чем при работе путепередвигателей, и определяется прочностью изгибаемой решетки. Рабочая скорость турнодозера составляет 3,8-5,8 км/ч. Переукладка путей после подготовки новой трассы включает; подготовку пути к переукладке ; собственно переукладку звеньев путевой решетки; устройство пути на новой трассе (сболчивание стыков, подъемка пути, засыпка шпальных ящиков балластом и подбивка шпал). Перед переукладкой целесообразна предварительная подъемка путевой решетки путепередвигателями цикличного действия. Собственно переукладка 47 звеньев путевой решетки производится кранами, тракторами или специальными путепереукладочными машинами. Крановая переукладка, широко распространенная на карьерах при выемке и складировании пород одноковшовыми экскаваторами, состоит из операций: установки крана, захвата звена прицепным приспособлением (лучше рельсозахватной рамой), отрыва путевой решетки от балластного слоя, подъема и переноса на новую трассу, спуска звена, отцепки захватного приспособления, переезда крана для переукладки следующего звена. Звенья электрифицированных путей передвигают вместе с опорами контактной сети; шарнирные опоры перед переносом складывают. Основные технологические параметры путепереукладочного крана: максимальный вылет стрелы и грузоподъемность при максимальном вылете стрелы. Необходимый вылет стрелы крана определяется шагом переукладки пути (шириной экскаваторной заходки) и равен: в карьере при работе экскаваторов ЭКГ-5 и ЭКГ-8 соответственно 14—16 и 19—21 м; на отвалах при применении экскаваторов ЭКГ-5 и ЭКГ-8 соответственно 20—22,5 и 25—30 м. Требуемая грузоподъемность крана определяется сопротивлением отрыву путевой решетки от породы. Масса звена решетки длиной 12,5 м составляет 3—3,5 т. В зимнее время вследствие примерзания породы масса звена увеличивается до 4—5 т; при этом усилие отрыва составляет 60—80 кН. В зависимости от требуемого шага переукладки и схемы путевого развития на уступе применяют непосредственную переукладку пути со старой трассы на новую, кратную переукладку, переукладку с перевозкой рельсовых звеньев. Непосредственная переукладка пути на новую трассу, возможная при шаге переукладки, не превышающем радиуса действия крана, производится при отступающем или наступающем ходе крана. При переукладке отступающим ходом кран перемещается по находившемуся в эксплуатации обкатанному пути от тупика к пункту примыкания, осуществляя отрыв звеньев при минимальном вылете стрелы. Работа крана отступающим ходом производительна. Однако до врезки экскаватора в новую заходку у пункта примыкания необходимо переуложить весь путь, произвести его выправку, балластировку и ремонт не менее чем на длину локомотивосо-става (150—250 м). При длине фронта работ уступа 1500—2000 м переукладка пути отступающим ходом обычно занимает 2—3 дня. Одновременно производят перегон экскаватора к началу заходки и его профилактический ремонт. При отработке экскаватором заходки отступающим ходом от тупика к въездной стрелке путь переукладывают на новую трассу одновременно с выемкой, не дожидаясь ее окончания. При врезке в новую заходку экскаватор простаивает только одну смену, когда участок пути переукладывают на длину состава. При переукладке наступающим ходом кран движется по настилаемому пути. Преимущество схемы—возможность врезки экскаватора в новую заходку при небольшом объеме путевых работ. Основной недостаток—низкая производительность крана из-за необходимости чернового ремонта пути и отрыва звеньев при полном вылете крановой стрелы. Стрелочный перевод при переукладке разъединяется на рамные рельсы с остряками и крестовину с примыкающими отрезками рельсов и контррельсов. Кратная переукладка пути кранами с переброской звеньев на промежуточную трассу применяется при несоответствии общего шага переукладки вылету стрелы крана (обычно на отвалах). Возможны две схемы: переукладка звеньев как на промежуточную, так и на основную новую трассу отступающим ходом (рис. а); движение крана по временному пути требует тщательной планировки промежуточной трассы, соединения звеньев, рихтовки пути, что трудоемко и малопроизводительно; переукладка звеньев на промежуточную трассу отступающим ходом, а разобранных звеньев с промежуточной трассы на основную наступающим ходом (рис. б). Иногда переукладку звеньев производят экскаватором при движении его между старой и новой трассами во время перегона, что позволяет увеличить шаг переукладки в 2 раза. На ряде карьеров при шаге переукладки путей более 15— 16 м (до 25—28 м на 48 отвалах) применяются краны на гусеничном ходу, имеющие максимальную грузоподъемность от 15 до 30 т и длину стрел от 12,5 до 25 м. Крановая переукладка характеризуется значительными трудоемкостью и затратами вследствие большого удельного веса ручного труда при подготовке звеньев к переносу и ремонту пути после переукладке его. Путевая бригада состоит из 8—12 чел., включая машиниста и его помощника. Непосредственная переукладка рельсовых звеньев длиной 25 м на шаг 18— 28 м позволяет увеличить производительность крановой переукладки на 60—75 %, уменьшить ее трудоемкость на 30—40 % и затраты на 15—30 %. Это возможно при использовании железнодорожных кранов с вылетом выдвижной стрелы 30—33 м. При расположении между старой и новой трассами переукладываемого пути других действующих путей, линий электропередач, контактной сети и связи (обычно при работе на уступе двух-трех экскаваторов) рельсовые звенья перевозят путеукладочными поездами. Поезд включает локомотив, четырехосную платформу, на которую укладывают 6—8 звеньев, и кран для погрузки звеньев на платформу, разгрузки и укладки их в новый путь. Демонтаж пути производится отступающим ходом, сборка—наступающим. Производительность такого способа невелика, а трудоемкость и затраты выше, чем при крановой переукладке. При больших объемах работ и шаге переукладки путей более 28—30 м, а также для укладки новых путей в траншеях и на уступах экономически эффективно использование путеукладочных поездов, включающих помимо локомотива и крана пять-шесть четырехосных платформ, оборудованных роликовыми конвейерами. На головной и хвостовой платформах установлены тяговые лебедки для перетягивания пакетов рельсовых звеньев: при укладке пути— от хвоста поезда к голове, при разборке, наоборот, — от головной платформы к хвосту поезда. Иногда на карьерах применяют укладочные краны, используемые на железных дорогах МПС. На ряде карьеров небольшие объемы путепереукладочных работ при значительном шаге перемещения выполняют тракторными путеукладчиками—кранами-бульдозерами, оборудованными подъемными рельсозахватными каретками. Сменная производительность этих переукладчиков обычно не превышает 200—250 м. Известны конструкции путепереукладочных машин (для звеньев длиной 25 м) на базе стандартных одноосных и двухосных тягачей, оборудованных подъемными рельсозахватами с гидравлическим управлением. Для планировки трасс и переукладки путей на шаг 30—40 м применяется тракторный путеукладчик-планировщик с дистанционно управляемой рельсозахватной рамой производительностью до 120 м/ч. ПРИМЕНЕНИЕ АВТОМОБИЛЬНОГО ТРАНСПОРТА Автомобильный транспорт применяют на рудных карьерах при разработке крутопадающих месторождений с ограниченными размерами в плане, в период строительства карьеров, при сложной топографии рельефа местности и при необходимости селективной выемки многосортных руд, при разработке небольших по запасам месторождений. Автомобильный транспорт мобилен, имеет автономное питание, допускает сравнительно крутые подъемы автодорог в грузовом направлении (до 80—100%о), имеет малые радиусы поворота автодорог ( 20—25 м ). К недостаткам карьерного автотранспорта относят: сложность организации и частоту ремонта автомашин, большой штат водителей и ремонтных рабочих, значительный износ и высокую стоимость автопокрышек, трудные условия эксплуатации в зимних условиях. Автомобильный транспорт применяют на рудных карьерах; производительностью по горной массе до 25—30 млн. т/год до глубины 200—250 м при расстояниях транспортирования до 2—5 км. С увеличением грузоподъемности область применения. автомобильного транспорта расширяется. Основными средствами карьерного автомобильного транспорта являются 49 автосамосвалы БелАЗ-7548—40 т, БелАЗ-7549—80 т, БелАЗ-7519—110 т. Карьерные автомобильные дороги по условию эксплуатации. подразделяют на постоянные и временные. К постоянным относят автодороги со сроком службы, превышающим 3—5 лет. Эффективное использование карьерного автотранспорта в значительной степени зависит от схемы движения автосамосвалов в пределах забой— пункт разгрузки—забой, а также от схемы подъезда и установки машин в экскаваторном забое. Схемы подъезда и установки экскаваторов под погрузку должны обеспечивать: минимальные затраты времени на маневрирование и загрузку автосамосвалов; безопасность работ; быстрый обмен автосамосвалов; маневренность; минимальную ширину рабочих площадок. Пропускная способность определяется количеством автосамосвалов, проходящих за час через определенный пункт в карьере в одном направлении. С учетом неравномерности движения N пр 1000 V n п k не р Sд , где V - скорость движения, км/ч; nп - число полос движения водном направлении; Sд - допустимый интервал движения между самосвалами (40—60 м); kнер - коэффициент неравномерности движения машин (0,5—1,0). Провозная способность автодорог (т/ч) в карьере W N п р Qa , где Qа - грузоподъемность автосамосвала, т. Определение показателей работы автомобильного карьерного транспорта. Модель автосамосвала выбирается по оптимальному соотношению между емкостью кузова автосамосвала и ковша экскаватора V n a 4 6, E где Vа- вместимость кузова автосамосвала, м3 ; Е- емкость ковша экскаватора,м3 . Техническая характеристика автосамосвалов БелАЗ Показатели БелАЗБелАЗБелАЗ- БелАЗБелАЗБелАЗ7540 7548 7509 7549 7519 7521 Грузоподъемность, т 30 42 75 80 110 180 Объем кузова, м3 15 21 35 39 41 80 Объем кузова, 18 26 46 46 56 108 3 («с шапкой»), м Ширина кузова, м 3,5 3,8 5,4 5,4 6,1 7,6 Продолжительность рейса автосамосвала Tp 1 t п t p t г р t по р t м , 60 ч где tп - продолжительность погрузки автосамосвала, мин; tр - продолжительность разгрузки автосамосвала, мин; tгр - продолжительность движения груженого автосамосвала, мин; tпор - продолжительность движения порожнего автосамосвала, мин; tм - продолжительность маневровых операций и ожидания, мин; Продолжительность погрузки автосамосвала tп Va t ц , 60 E k э мин где Vа - вместимость кузова автосамосвала, м3 ; tц - продолжительность рабочего цикла экскаватора, сек ; Е - емкость ковша экскаватора, м3 ; k э - коэффициент 50 экскавации; k kэ н kр Продолжительность движения груженого и порожнего автосамосвала t дв t г р t по р k р аз ( 60L г р Vг р 60L по р Vпо р ) , мин где Lгр , Lпор - длина пути соответственно в грузовом и порожнем направлении, км; Vгр,Vпор - скорость движения соответственно груженого и порожнего автосамосвала, км/ч; ( Vгр = 30 км/ч , Vпор = 40 км/ч ) k раз = 1,1 - коэффициент учитывающий разгон и торможение автосамосвала. Продолжительность разгрузки автосамосвала составляет 1,0 мин. Продолжительность маневровых операций и ожидания за рейс - 2,0 мин. Эксплуатационная производительность автосамосвала Vk T Qa a тг см , м3 / смен. Tp где Тсм - продолжительность рабочей смены, ч; Vа - вместимость кузова автосамосвала, м3 ; kтг = 0,9 - коэффициент использования грузоподъемности. Проверяется возможность перевозки установленного объема горной массы выбранной моделью автосамосвала G ф Va р( в ) , т где G ф - вес груза фактически перевозимого автосамосвалом, т; р(в) плотность полезного ископаемого или вскрышных пород соответственно, т/м3 ; Vа вместимость кузова автосамосвала, м3 ; Количество автосамосвалов, необходимых для обслуживания экскаватора Nа Tp tп , авт. Суточный грузооборот карьера по горной массе G кс A гм , т/ сут. N гa где Агм - годовая производительность карьера по горной массе, т / год; Nга - количество суток работы автотранспорта в год. Рабочий парк автосамосвалов, обеспечивающий суточный грузооборот карьера N ра G кс k нер Q a n см , авт. где Gкс - суточный грузооборот карьера, т/ сут.; kнер = 1,1 - коэффициент неравномерности работы автотранспорта; Qа - эксплуатационная производительность автосамосвала, т / смен.; nсм - количество смен работы экскаватора в сутки, смен. Полученное дробное значение не округляя до целого. Инвентарный парк ( списочный ) автосамосвалов N acсп N pa n сп , авт. где nсп = 1,15 - коэффициент резерва автосамосвалов. Полученное списочное количество автосамосвалов округляем до целого в большую сторону. КОНВЕЙЕРНЫЙ ТРАНСПОРТ НА КАРЬЕРАХ Конвейеры являются перспективным видом карьерного транспорта. Они обеспечивают высокую производительность предприятий и позволяют значительно 51 улучшить использование оборудования. Конвейерный транспорт наиболее целесообразно применять на карьерах с мощной толщей покрывающих мягких пород при грузообороте 20—30 млн. т и более горной массы в год, в районах с умеренным климатом. При выемке взорванных пород конвейеры применяют на карьерах глубиной более 150 м при расстоянии транспортирования до 2,5—3 км. Допустимый угол подъема конвейерных линий в грузовом направлении зависит от физико-механических свойств транспортируемого материала и составляет 20—22° и 16—18° соответственно при транспортировании рыхлых и взорванных скальных пород. При спуске пород допустимый угол па 2—3° меньше, чем при подъеме. Длина става конвейера с одним приводом составляет 400— 1500 м. Конвейерный транспорт получил наибольшее распространение на угольных разрезах. Конвейеры чаще всего используют в комплексе с роторными и многочерпаковыми цепными экскаваторами. В комплексе с одноковшовыми экскаваторами и передвижными дробильно-грохотильными агрегатами они используются в схемах циклично-поточной технологии горных работ при разработке полускальных и скальных пород . Недостатки конвейерного транспорта: повышенные требования, предъявляемые к крупности и однородности состава горных пород; зависимость работы конвейеров от природных условий; высокая стоимость конвейерных лент. Наибольшее распространение на карьерах получили ленточные и канатноленточные конвейеры. Применяемые схемы конвейерных установок выбираются исходя из горно-геологических условий разработки месторождения, производительности карьера и расстояния транспортирования. В общем виде в состав технологической схемы карьерного транспорта входят: забойные, сборочные, подъемные магистральные, отвальные и складские конвейерные установки . Забойные конвейеры располагают на рабочей площадке уступа для перемещения горной массы из забоев экскаваторов к сборочным конвейерам. Сборочные конвейеры служат для транспортирования руды и породы от одного или нескольких забойных конвейеров к подъемной конвейерной установке. Располагаются на нерабочем борту карьера или в торцевой части в полустационарном или стационарном положении. Подъемные конвейеры являются стационарными. Они принимают горную породу от сборочных конвейеров и перемещают ее на поверхность карьера. Подъемные конвейеры обычной конструкции преодолевают угол подъема от 12—14 до 18°. Увеличить угол подъема можно, применяя специальные конструкции конвейеров: с прижимной лентой, с цепными сетками и т.п. Магистральные конвейеры являются стационарными установками, с помощью которых горную массу транспортируют по поверхности карьеров от подъемных конвейеров к отвалам или приемным бункерам обогатительных фабрик. Отвальные конвейеры конструктивно аналогичны забойным установкам и служат для перемещения породы от магистральных конвейеров к отвалообразователям. Складские конвейеры используют для сортировки и перемещения руды на обогатительных фабриках. При эксплуатации конвейерных установок необходимо: периодически передвигать и наращивать конвейерные линии, производить техническое обслуживание и своевременный ремонт, убирать просыпи породы в местах перегрузки и т. п. Передвижку забойных и отвальных конвейеров осуществляют вслед за перемещением фронта горных и отвальных работ в процессе разработки месторождения. Ленточные конвейеры разнообразных моделей имеют производительностью от 100 до 5000 м3 /ч. Ширина ленты конвейера В (мм) зависит от производительности, выбранной в допустимых пределах скорости движения ленты и кусковатости транспортируемых пород. Для стационарных конвейеров с постоянными перегрузочными пунктами (по А. О. 52 Спиваковскому) В > 2а +200, где а —максимальный размер транспортируемых кусков, мм. Ширина применяемых на карьерах конвейерных лент находится в пределах 400— 3600 мм. Транспортирование ленточными конвейерами крупнокусковатых тяжелых пород характеризуется большим провесом ленты между роликоопорами, сильными ударными нагрузками на них, интенсивным износом ленты. Поэтому, как показывает опыт, максимальный размер кусков тяжелых и абразивных взорванных пород не должен превышать 350—450 мм. Для уменьшения износа и повышения долговечности ленты в транспортируемой горной массе должно быть не менее 30% фракций (—200)—(—250 мм), создающих «постель» для более крупных кусков. Наиболее эффективно транспортирование раздробленных и мелкораздробленных пород. Скорость движения конвейерной ленты выбирается с учетом физико-технических характеристик транспортируемых пород, ширины ленты, оборудования погрузочных и перегрузочных узлов и на практике изменяется от 0,7 до 5—6 м/с. У подъемных конвейеров скорость движения ленты обычно не превышает 3,5—4 м/с (при ширине ленты до 2500 мм). Равномерная загрузка ленты позволяет увеличить угол подъема полустационарных и стационарных конвейеров на 1—2°. При спуске груза максимальная величина наклона конвейера на 2—-3° меньше допустимого подъема. Обычно на практике углы подъема и спуска конвейерами на 2—3° меньше допустимых. Для увеличения преодолеваемого подъема разработан ряд конструкций крутонаклонных ленточных конвейеров: с дополнительным прижатием породы к ленте внешней силой (конвейеры с прижимной лентой-сеткой, с прижимаемой лентой и дополнительными прижимными роликами и др.); у таких конвейеров ограничение угла наклона до 35—45° обусловливается ростом массы прижимных элементов и сложностью всей установки; с лентой глубокой желобчатости, что позволяет увеличить угол до 25— 30° благодаря возрастанию нормального давления породы на ленту из-за возникновения дополнительных распорных усилий; с высокими подпорными элементами (металлическими, пластмассовыми, резиновыми поперечными перегородками). Длина ставов забойных ленточных конвейеров с однобарабанным приводом на практике изменяется от 80—100 до 900— 1000 м. Длина ставов магистральных конвейеров изменяется в широких пределах (0,4—3 км, иногда до 4—5 км); при длинных ставах применяют двух- и трехбарабанный привод с независимыми двигателями или головной и хвостовой приводы (с двумя и более двигателями каждый). Секции станины (рамы) конвейера, выполненные из швеллеров, уголков или штампованной листовой стали, имеют длину от 3 до 10 м. Секции передвижных конвейеров устанавливают обычно шарнирно на деревянных или металлических шпалах, а стационарных—на железобетонных шпалах. Шпалы передвижных конвейеров по обеим сторонам секций соединяют двумя (иногда одним) рельсами, которые служат для перемещения погрузочно-загрузочных устройств и непрерывной передвижки конвейера. У канатно-ленточных конвейеров функции грузонесущего и тягового органов разделены. Благодаря этому срок службы ленты увеличивается в 1,5—-2 раза и более, число роликоопор сокращается в 4—5 раз, транспортируемая порода гораздо меньше измельчается и просыпается. Мощность привода на 20—-40 % меньше, чем у ленточных конвейеров, при одинаковой ширине и скорости движения ленты. Предельная длина става достигает 4—6 км, а штат обслуживающего персонала сокращается на 30—40 %. Вместе с тем у канатно-ленточных конвейеров ограничены ширина ленты и скорость ее движения (соответственно 1100—1200 мм и 2—2,5 м/с), что лимитирует их производительность (800—1000 т/ч). Ограничен и угол подъема (12°, максимум 15—16^ а при спуске до 14—15°), необходима централизованная и равномерная загрузка ленты. Указанные достоинства и недостатки канатно-ленточных конвейеров определили 53 область их применения; они используются как стационарные (подъемные и магистральные) при сроке службы не менее 4—5 лет для транспортирования как мягких, так и взорванных пород на расстояние не менее 500 м. Ленточно-цепные конвейеры, принцип действия которых подобен принципу действия канатно-ленточных, допускают установку промежуточных приводов (благодаря чему длина става не ограничивается), имеют меньшую энергоемкость, допустимый угол наклона их до 35—-40° и поэтому они иногда используются в качестве подъемных. Их производительность ограничена шириной и скоростью движения конвейерной ленты (не более 1,2—1,5 м/с). Приемные устройства при подаче на забойный конвейер разрыхленных мягких пород с разгрузочной консоли многоковшового экскаватора или перегружателя представляют собой передвижные (самоходные или передвигаемые лебедкой) приемные воронки с ленточными питателями или валковыми (вибрационным) грохотами-питателями для уменьшения высоты падения и сообщения поступающему потоку породы требуемой скорости. Колесные пары передвижных загрузочных устройств устанавливаются на рельсах шпальной решетки станины конвейера. При эксплуатации конвейеров в комплексе с одноковшовыми экскаваторами в качестве загрузочного устройства применяют бункера-дозаторы. Ход их рельсовый (самоходный или несамоходный) или гусеничный. Бункер может быть также установлен на стальных лыжах и перемещаться бульдозерами или забойным экскаватором по мере подвигания забоя. Размеры верхнего приемного а и b , нижнего выпускного с и d отверстий бункера-дозатора (м) ; a (17 , 18 , )3 E b 2h ctg 0,75B ; c d ( 0,6 0,75) B , где Е — емкость ковша экскаватора , м3 ; h — высота полезной части бункерадозатора, м; — угол наклона стенок бункера, градус; B — ширина конвейерной ленты, м. Общая высота Нб (м) дозатора Нб = (0,75 - 0,8) Нр , где Нр — высота разгрузки экскаватора при максимальном ее радиусе, м. Объем бункера должен быть кратен емкости ковша экскаватора, обычно (2-5) Е. Простейшие бункера имеют свободный выпуск породы на ленту. Современные бункера-дозаторы оснащены питателями (кареточными, вибрационными, валковыми, пластинчатыми, ленточными). Аналогичным является загрузочное устройство при работе конвейерных поездов. Бункер-дозатор может быть оборудован разгрузочным консольным конвейером (рис. а), в этом случае он является разновидностью перегружателя. При погрузке на ленточный конвейер взорванных или разнородных пород бункердозатор является составной частью грохотильного или дробильного агрегата. Применяемые при разработке легковзрываемых и разнородных пород, когда выход негабарита (по условиям перемещения конвейерами) не превышает 3—5%, грохотильные агрегаты представляют собой бункера-дозаторы с неподвижными (горизонтальными или наклонными) или приводными грохотами (рис. б). Неподвижные грохоты колосникового типа имеют щели шириной до 300—350 мм. Производительность передвижных бункеров-дозаторов с приводными грохотами качающегося и вибрационного типов достигает 1000 т/ч. Надрешетный продукт с горизонтальных грохотов (до 1—2 %) периодически сбрасывается ковшом экскаватора, а с наклонных грохотов поступает на подошву уступа или в автосамосвалы. Так как использование грохотильных установок связано с привлечением дополнительных видов транспорта (автомобильного и др.) либо со вторичным дроблением негабаритных кусков и погрузкой, при содержании негабарита свыше 3—5 54 % целесообразно применять забойные передвижные или самоходные дробильные агрегаты (рис. в). Существуют собственно дробильные агрегаты (вся горная масса проходит через дробилку), грохотильно-дробильные (дробятся только негабаритные куски, а подрешетный продукт грохочения поступает на конвейер) и дробильносолртировочные, позволяющие получить два и более класса пород по крупности Поперечное перемещение передвижных конвейеров на новую трассу включает само перемещение и подготовительно-заключительные работы. Применяют два способа поперечного перемещения: непрерывный (без разборки става на секции) и цикличный (с разборкой става). По характеру перемещения несущей конструкции конвейеров различаются непрерывная передвижка волочением, качением и шаганием. Непрерывная передвижка волочением осуществляется с помощью турнодозеров, а также путепередвигателей непрерывного действия. Для передвижки турнодозерами установленные на шпалах секции конвейера или отдельные стойки с роликоопорами связывают в единую систему (с помощью шарнирных скреплений) один-двумя боковыми рельсами. Перемещение конвейерного става аналогично непрерывной передвижке железнодорожных путей турнодозерами. Шаг передвижки при многократных проездах турнодозера вдоль конвейера в прямом и обратном направлениях принимается одинаковым. Величина его 0,4-1,5 м. При шаге передвижки 1—1,5 м рабочая скорость движения турнодозера ограничивается 1,4—1,9 м/с для предотвращения деформации рельсо-шпальной решетки и несущих металлоконструкций конвейера. Среднечасовая эксплуатационная производительность турнодозеров составляет 500—800 м2 /ч в благоприятных условиях при предварительно отделенных от почвы шпалах она достигает 1200—2000 м2 /ч. При непрерывной поперечной передвижке качением опорами секций конвейера являются самоходные или неприводные тележки на катках, колесном или гусеничном ходу. Несамоходные тележки перемещаются тракторными тягачами. Такие ходовые устройства возможны и у расположенных на соединительных бермах передаточных конвейеров, передвигаемых вдоль продольной оси вслед за подвиганием фронта работ. При передвижке шаганием секции конвейера устанавливают на ряд тележек с шагающим ходом. Цикличная переукладка отдельных секций конвейера осуществляется с помощью автомобильных и тракторных кранов. Конвейерную ленту наматывают на самоходные или установленные на полозьях барабаны. Иногда отдельные секции на полозьях перемещают волочением тракторами, автомашинами или лебедками. Приводные и хвостовые станции конвейеров устанавливают на металлические лыжи и перемещают тягачами, или они имеют рельсовый, гусеничный или шагающий ход. В последнем случае обеспечиваются значительно меньшая масса конструкции, чем при гусеничном ходе, и меньшая трудоемкость перемещения. Подготовительные работы при непрерывной передвижке конвейеров включают подготовку новой трассы (планировку), настил рельсовых путей для перемещения приводной и хвостовой станций (при рельсовом ходе), установку ограничителя схода ленты, очистку рельсов от просыпей, отключение станции, снятие натяжения (ослабление) ленты, перегон загрузочного устройства в зону приводной станции или его демонтаж. При цикличном перемещении, кроме этого, производятся снятие ленты и демонтаж станины конвейера. Заключительно-наладочные работы включают: монтаж рамы и навешивание ленты (при цикличном перемещении), рихтовку конвейерного става в горизонтальной и вертикальной плоскостях, установку и подключение станций, перегон (или монтаж) загрузочного устройства, натяжение ленты, опробование конвейера на холостом ходу и регулирование его, демонтаж рельсовых путей и др. Аналогичные работы выполняют при монтаже новых конвейерных линий. Удлинение конвейеров при выемке в тупиковых заходках производится вслед за подвиганием забоя путем установки секций необходимой длины (автокранами, экскаваторами строительного типа, бульдозерами) и наращивания ленты. Когда став 55 конвейера достигает предельной длины, устанавливают следующий конвейер. При навеске новой ленты, поступающей от заводов-поставщиков в виде отрезков длиной 70—115 м (иногда до 150— 180 м) на деревянных барабанах, ее обычно укладывают на почву вдоль конвейерного става, вводят с помощью прикрепленного к концу каната (тяговое средство—трактор) на приводную станцию, пропускают через барабаны и нижние, а затем верхние ролики со стороны концевой станции и производят стыковку ленты у приводной станции. При замене старой ленты на новую первую около приводной станции разрезают и к одному концу ее прикрепляют новую ленту, а к другому — канат, соединенный с трактором. Навеска новой ленты осуществляется с помощью конвейерного привода. Старая лента стягивается трактором со става, разрезается на куски и скатывается в бухты. Для ускорения навески применяют козловые и роликовые опоры для барабанов с новой лентой, прицепные тележки на пневмоколесном ходу или салазках с приводными бобинами для сматывания новой и наматывания старой ленты и телескопической стрелой с блоком и лебедкой для протягивания ленты по роликам. Соединение концов прорезиненных многопрокладочных лент осуществляется холодной или горячей склейкой, сшивкой, металлическими соединителями. Подтягивание и состыковка концов лент выполняются с помощью небольших лебедок, талей и стальных зажимов. Очистка и предохранение конвейерной ленты от налипания и примерзания пород увеличивают срок ее службы, предотвращают пробуксовку, сбег ленты, просыпание породы. Используются механические очистители, очистка переворачиванием нижней ветки ленты, химическими веществами, обогревом, а также комбинация способов. Рабочую поверхность ленты очищают скребками, вращающимися очистителями, вибро- и гидроочистителями и специальными роликами. Наиболее распространены скребки с рабочими элементами из резины или пластмассы, прижимаемые к ленте пружиной или контргрузом. Удельное давление скребка равно 1— 1,5 Н на 1 см ширины ленты. Гладкие барабаны очищают стальными скребками , режущая кромка которых отстоит от поверхности барабана на 2—3 мм (под действием противовеса). У резцовых очистителей суппорт с одним или несколькими резцами совершает возвратнопоступательное движение. Для очистки барабанов от пород невысокой липкости предназначен роторный очиститель в виде беличьего колеса из вертикальных дисков и набора (четырех-пяти) парных ножей; ротор не имеет привода и автоматически включается при появлении на барабане слоя породы. Эффективными средствами являются вращающиеся лопастные очистители с приводом от разгрузочного барабана или дополнительного двигателя. Для отделения крупных налипших кусков применяют зубчатые резиновые щетки, спирально закрепленные по окружности барабана (для самоочистки вследствие их изгиба и пружинности), а для удаления остающегося загрязнения ленты—капроновые щетки с диаметром нитей 1—2 мм. Окружная частота вращения щеток должна в 3—6 раз превышать линейную скорость движения ленты. Удаление породных кусков с холостой ветви ленты осуществляется плужковыми сбрасывателями. Налипшая порода отделяется от холостой ветви ленты нижними очистительными спиральными и дисковыми роликоопорами (диаметр 16—19 мм, шаг спирали 50—120 мм). Для предотвращения примерзания породы к ленте в отдельных случаях применяют орошение ленты раствором хлористого кальция (магния) и, обогрев ее, наносят слой силиконовой смазки. Для очистки ленты от примерзшей породы могут быть использованы специальные очистители. Удаление примерзшей породы происходит под ударным воздействием лопастей очистителя, вращающихся в направлении, противоположном движению ленты, или посредством плотного прижима к ленте (под действием центростремительной силы) ролика с туго натянутым вдоль него проволочным кольцом. 56 КОМБИНИРОВАННЫЙ КАРЬЕРНЫЙ ТРАНСПОРТ Применение комбинированных схем транспорта связано с эксплуатацией двух или более видов транспортных средств. Комбинированный транспорт в карьерах применяют в тех случаях, когда один из видов транспорта не обеспечивает эффективной и экономичной разработки месторождения. Целесообразность применения комбинированных схем карьерного транспорта вызывается: большой скоростью углубки карьера; сложным залеганием полезного ископаемого; значительным расстоянием транспортирования, ограниченными размерами карьера в плане. В этих условиях переход на комбинированные схемы транспорта позволяет снизить затраты на транспортирование, уменьшить трудоемкость, металлоемкость и энергоемкость горных работ. Применение комбинированных схем затрудняет обслуживание, ремонт и содержание оборудования, требует строительства перегрузочных пунктов в карьерах, что усложняет технологические процессы. В комбинированных схемах обычно выделяют три звена: транспорт на уступах карьера; подъем на поверхность и транспорт на поверхности до пунктов разгрузки. Наибольшее распространение получили следующие сочетания транспорта: автомобильного с железнодорожным; автомобильного со скиповым или конвейерными подъемниками. Применение комбинированного автомобильно-железнодорожного транспорта наиболее целесообразно па рудных карьерах при больших расстояниях транспортирования на поверхности, при разработке глубоких горизонтов месторождений со сложным составом и неправильной конфигурацией рудных тел, разработке маломощных залежей с быстрым подвиганием фронта горных работ. При этой схеме автомобильный и железнодорожный виды транспорта обслуживают определенную зону карьера, соответствующую рациональным границам их применения. На границах этих зон сооружают перегрузочные пункты для перегрузки горной массы из автосамосвалов в думпкары локомотивосоставов. В настоящее время применяют три типа перегрузочных пунктов: экскаваторный: эстакадный; бункерный. Наибольшее применение получили перегрузочные пункты экскаваторного типа, обеспечивающие возможность усреднения руды в процессе перегрузки и уменьшающие динамические ударные нагрузки на думпкары. Пункты перегрузки горной породы из одного вида транспорта в другой называют перегрузочным и, располагают как на поверхности карьера, так и в карьере на одном из горизонтов. Горизонт расположения перегрузочного пункта называют концентрационным. Пункты на концентрационных горизонтах обслуживают группу уступов. По мере понижения горных работ пункты переносят на нижерасположенные горизонты. Расчеты показывают, что величина шага переноса пунктов по глубине карьера зависит от конкретных условий и колеблется от 50 до 100 м. ТЕХНОЛОГИЯ ОТВАЛЬНЫХ РАБОТ ОБЩИЕ СВЕДЕНИЯ ОБ ОТВАЛЬНЫХ РАБОТАХ О т в а л о о б р а з о в а н и е— комплекс производственных операций по приему и размещению вскрышных пород на специальном участке горного отвода. Технические сооружения и средства механизации отвальных работ составляют отвальное хозяйство карьера. На рудных карьерах объем отвальных работ в несколько раз превышает объем добываемой руды. Расходы на отвалообразование достигают 12—15% расходов на вскрышные работы. Отвалы различают: по месту расположения; количеству действующих отвальных уступов; рельефу местности, отведенной под отвал; средствам механизации отвальных работ. В зависимости от места расположения отвалы бывают: внутренние расположенные в отработанном пространстве карьера; внешние, размещенные за пределами карьерного поля; комбинированные—с частичным размещением пород в отработанном пространстве карьера и за пределами карьерного 57 поля. Внутренние отвалы формируют при разработке горизонтальных и пологих пластообразных залежей, внешние—при разработке наклонных и крутых месторождений. Внутренние и внешние отвалы отсыпают в один или несколько уступов (ярусов). Внешние отвалы располагают в непосредственной близости от карьеров. На участке местности, предназначенном для складирования вскрышных пород, проводят дополнительные гидрогеологические исследования для определения физикомеханических характеристик горных пород, слагающих основание будущих отвалов, и изучение степени обводненности этого участка. При выборе места для размещения внешних отвалов учитывают также, что недра под отвалами не должны содержать промышленных запасов полезного ископаемого. К средствам механизации отвальных работ относятся: отвальные плуги, одноковшовые экскаваторы, бульдозеры, отвальные многочерпаковые экскаваторы (абзетцеры), консольные отвалообразователи, транспортно-отвальные мосты и средства гидравлического отвалообразования. Выбор средств механизации отвальных работ зависит от горно-геологических, климатических и технологических факторов. Комплексная механизация отвальных работ непосредственно связана с видом карьерного транспорта, доставляющего вскрышные породы на отвалы. Строительство отвалов на равнинной местности начинается с формирования первоначальной насыпи, которую возводят из вскрышных пород, находящихся у основания отвала. При доставке породы из карьера автосамосвалами эту работу выполняют непосредственно бульдозерами. По способу развития фронта работ на отвальных уступах с вывозкой вскрыши из карьера железнодорожным транспортом различают параллельную, веерную и криволинейную схемы . Схему выбирают с учетом размеров и конфигурации участка местности, отведенного под отвалы, а также в зависимости от необходимой приемной способности отвалов. При выборе схемы необходимо усчитывать, что параллельная и веерная схемы характеризуются постепенным сокращением фронта отвальных работ, криволинейная—постепенным увеличением фронта работ. ПЛУЖНОЕ ОТВАЛООБРАЗОВАНИЕ Отвалообразование вскрышных пород железнодорожными плугами применяют при складировании скальных пород, доставляемых на отвалы думпкарами, не требующих балластировки путей и допускающих высоту отвалов более 10—15 м. Технология плужного отвалообразования включает: разгрузку породы из думпкаров; формирование откоса отвала: планирование полотна для рельсового пути и его передвижку. Все операции выполняются последовательно. Этапы формирования плужного отвала показаны на рис. Порода, доставленная из карьера в думпкарах, разгружается под откос отвального уступа, при этом 50—70% ее скатывается вниз, а часть остается на отвальной бровке. Оставшуюся на верхней площадке породу сталкивают под откос лемехами отвального плуга. Операцию по разгрузке составов и последующую планировку отвала повторяют 5—-8 раз, после чего вдоль железнодорожных путей формируется площадка шириной 3,5 м, на которую укладывают железнодорожный путь. Думпкары на отвалах разгружают по одному, группами или всего состава поезда одновременно. Среднее время разгрузки одного думпкара на отвале 0,6—1 мин. Планировку верхней площадки лемехами плуга производят таким образом, чтобы она была на 0,3—0,5 м выше уровня железнодорожных путей. Шаг передвижки железнодорожного пути составляет 4—5 м. К основным достоинствам плужного отвалообразования относят: сравнительно небольшую стоимость отвального оборудования; простоту устройства и управления процессами отвалообразования; возможность получения после планировки отвала ровной и подготовленной площадки для передвижки железнодорожного пути, к недостаткам: небольшую высоту отвала (10—15 м в полускальных и 15—20 м в скальных породах); ограниченную приемную способность отвалов: малый шаг пере- 58 движки железнодорожного пути и трудоемкость путевых работ; невозможность применения при складировании рыхлых и глинистых пород. Приемная способность отвального тупика между двумя передвижками рельсового пути определяется по формуле Vo c H oL kp , где с—шаг передвижки рельсового пути, м; Но—высота отвала, м; L—длина отвального тупика, м; kр—коэффициент разрыхления пород в отвале. Количество железнодорожных составов, разгружаемых на отвальном тупике в сутки, nc k н Tсут k п р t р tо , где kн — коэффициент неравномерности работы транспорта (0,85—0,95); Tсут—время работы отвального тупика в сутки, ч; kпр—коэффициент, учитывающий затраты времени на профилирование отвала (0,6—0,8); tр—время на разгрузку одного состава, ч; tо— время на обмен одного состава, ч. Приемная способность отвального тупика, Vc nVд k н Tсут k п р tр tо , м3 / сут где n—количество думпкаров в составе поезда; Vд—вместимость кузова одного думпкара, м3 . Время между передвижками отвального пути, сут. V Tп о . Vс Необходимое число рабочих тупиков при плужном отвалообразовании (из условия приема суточного грузопотока пород вскрыши) V N т .р аб k р ез п Vс где kрез—коэффициент резерва (1,25—1,75); Vп—объем вскрышных пород, поступающих из карьера на отвал, м3 / сут. ЭКСКАВАТОРНОЕ ОТВАЛООБРАЗОВАНИЕ На крупных карьерах, разрабатывающих полускальные и скальные горные породы с использованием железнодорожного транспорта, в качестве отвального оборудования широко применяют одноковшовые экскаваторы и драглайны . В этом случае процесс отвалообразования включает в себя прием и размещение пород в отвальные уступы экскаваторами, перевод экскаватора на новую заходку, переукладку железнодорожного пути. При отвалообразовании механической лопатой уступ делят на два подуступа; на верхнем подуступе укладывают железнодорожные пути, экскаватор устанавливают на промежуточном горизонте. Разгрузку породы из думпкаров осуществляют перед экскаватором, начиная с хвостового думпкара. Переукладку железнодорожного пути в новое положение ведут железнодорожными кранами с шагом передвижки 20—25 м. При пород пород экскаваторами ЭКГ-5 и ЭКГ-8И высота отвалов, расположенных на равнинной местности, достигает 25—30 м. Драглайны применяют при складировании мягких горных пород, которые имеют меньшее удельное давление на грунт и больший 59 радиус действия. Это позволяет увеличить в соответствии с линейными параметрами применяемых экскаваторов шаг переукладки железнодорожных путей и высоту отвала. При заданной продолжительности обмена поездов, а также при установленной приемной способности отвального тупика в сутки выбирают тип и определяют параметры отвального экскаватора по необходимой вместимости (м3) его ковша: E nVд f 60 n ц k э k в ( t р t о ) , м3 где f—коэффициент неравномерности работы отвального тупика (0,85—0,95); n— число вагонов в составе поезда; Vд—вместимость кузова думпкара,м3; nц—число рабочих циклов экскаватора в минуту; kв—коэффициент экскавации; kэ—коэффициент использования экскаватора во времени. К достоинствам экскаваторного отвалообразования относят: большую величину приемной способности отвального тупика; уменьшение трудоемкости путевых работ; возможность применения более тяжелого (в сравнении с плужным способом) подвижного состава. Недостатками способа являются: большая стоимость отвального оборудования; небольшой фронт разгрузки вагонов на отвальном тупике, необходимость двукратной переэкскавации всего объема вскрышных пород в забое и на отвале. БУЛЬДОЗЕРНОЕ ОТВАЛООБРАЗОВАНИЕ Отвалообразование бульдозерами применяют обычно при доставке породы в отвалы автосамосвалами. Отвалообразование включает в себя разгрузку породы из транспортных средств на отвальную площадку; перемещение породы под откос отвального уступа бульдозерами, устройство и содержание транспортных коммуникаций на отвале. В соответствии с правилами безопасности разгрузку породы из автосамосвалов производят по периферии отвального фронта на расстоянии 3—5 м от верхней бровки отвала, за возможной призмой обрушения. Высота бульдозерных отвалов, расположенных на равнинной местности, зависит от свойств складируемых пород и составляет 25—30 м для скальных пород, 15—20 м для песчаных, 10— 15 м для суглинков и глин. Расчеты бульдозерных отвалов заключаются в определении общего числа рабочих и резервных участков па отвале, необходимых параметров применяемых па отвалах бульдозеров в зависимости от суточного объема вскрышных работ, выполняемых на карьере. Бульдозерный способ отвалообразования отличается простотой, дешевизной и высокой производительностью. При автомобильном транспорте наибольшее распространение получил бульдозерный способ отвалообразования. Развитие отвала принимается периферийное, отвал - одноярусный. Высота отвала для полускальных пород согласно рекомендациям НТП составляет 40 м. В целях безопасности ведения работ ширина отвала должна быть не менее 100 м, а в пределах фронта разгрузки автосамосвала предусматривается отсыпка предохранительного вала из породы высотой 0,8 м и шириной основания 2 м. Для ведения работ на отвале, учитывая технические характеристики принятой модели автосамосвала, выбираем модель бульдозера. Техническая характеристика бульдозеров Показатели ДЗ-118 ДЗДЗ-125 ДЗ-158 ДЗДЗ124ХЛ 141ХЛ 159УХЛ Базовый трактор ДЭТТТ-330 Т-330 Т-25.01 Т-500 Т-50-01 250М Р-1-01 БР-1 Р-1 Мощность 243 250 244 272 367 523 двигателя, кВт Длина отвала, м 4,31 4,73 4,73 4,53 4,8 6,05 60 Высота отвала, 1,55 1,55 1,75 1,74 2,0 2,3 Суточный вскрышной грузопоток карьера Aв Go , м3 / сут. в N г где Ав - годовая производительность карьера по вскрыше, м3 / год; Nв г - количество суток работы отвала в год. Приемная способность 1 м длины отвального фронта Vk Vo a к , м3 шк где Vа - вместимость кузова автосамосвала, м3 ; kк = 1,5 - коэффициент кратности разгрузки; шк - ширина кузова автосамосвала, м. Количество автосамосвалов разгружающихся на отвале в течение часа N ap G o k нер k pa n см Tсм Va , авт. где nсм - число рабочих смен в сутки отвального цеха, смен; kнер = 1,3 - коэффициент неравномерности работы; Тсм - продолжительность рабочей смены, ч; Vа - объем породы, перевозимой автосамосвалом за рейс, м3 ; kра = 1,4 - коэффициент разрыхления породы в кузове автосамосвала. Количество одновременно разгружающихся на отвале автосамосвалов N ao N ap t pa t мо 3600 , авт. где tра = 60 с - продолжительность разгрузки автосамосвала на отвале; tмо = (60÷100) с - время на маневры автосамосвала при разгрузке отвале. Длина фронта разгрузки L ф N ao ш п , м где шп = 40 м - ширина полосы по фронту, занимаемой одним автосамосвалом при маневрировании, м. Количество участков участков, на которых одновременно осуществляется разгрузка автосамосвалов N ур Lф lp , уч. где lp = (60÷80) м - длина фронта одного разгрузочного участка, м. Количество участков, находящихся в одновременной планировке N уп N ур , уч. Количество резервных участков N у р ез ( 0,5 0,7 ) N у р , уч. Общая длина отвального фронта Lo 3 Lф , м Сменная эксплуатационная производительность бульдозера ( в целике ) Q смб 3600 Vп р ( Tсм Tпз )k и k пт k ук , м3/ смен. t р ц k ро где Тсм - продолжительность рабочей смены, ч; Тпз = 0,6 ч - продолжительность подготовительно-заключительных операций; kи = 0,8 - коэффициент использования 61 бульдозера во времени; kро = 1,3 - коэффициент разрыхления отсыпанной породы; kук = 1,0 - коэффициент учитывающий уклон на участке работы; kпт = (0,92÷0,97) коэффициент учитывающий потери породы в процессе работы бульдозера; tрц = (40÷60) с - продолжительность рабочего цикла бульдозера, с; объем породы в плотном теле, перемещаемый отвалом бульдозера lоб h 2об , м3 Vп р 2 tg где lоб - длина отвала бульдозера (паспортные данные), м; hоб - высота отвала бульдозера (паспортные данные), м; = 300 - угол естественного откоса породы, перемещаемой бульдозером. Количество бульдозеров в работе N бр Go , Q смб n см бульд. где Gо - объем вскрышного суточного грузопотока, м3 / сут.; Qсмб производительность бульдозера, м3 / смен.; nсм - число рабочих смен в сутки отвального цеха, смен. Инвентарный парк бульдозеров N инв N б р N б р ем N б р ез , бульд. где N б р ем 0,25 N б р - ремонтный парк бульдозеров; N б р ез 015 , N б р - резервный парк бульдозеров. Полученные значения ремонтного, резервного и инвентарного парков бульдозеров округляем до целого в большую сторону. ПРИМЕНЕНИЕ ОТВАЛЬНОГО ОБОРУДОВАНИЯ НЕПРЕРЫВНОГО ДЕЙСТВИЯ К отвальному оборудованию непрерывного действия относят многочерпаковые отвальные экскаваторы (абзетцеры), консольные отвалообразователи и транспортноотвальные мосты. Перечисленное оборудование применяют при разработке и складировании мягких вскрышных пород. При доставке вскрышных пород на отвалы средствами железнодорожного транспорта на отвальных уступах (ярусах) используют абзетцеры. Наибольшее распространение получили абзетцеры с разгрузочным ленточным конвейером. Эти экскаваторы позволяют отсыпать отвалы в два яруса с одной разгрузочной площадки. Консольные отвалообразователи применяют на внешних и внутренних отвалах при доставке породы конвейерным транспортом. В этом случае оборудование отвала включает ленточный конвейер, принимающий породу с магистрального конвейера, и консольный ленточный отвалообразователь, с помощью которого поступающая с отвального конвейера порода отсыпается в отвал. Консольные отвалообразователи выпускают на шагающем и гусеничном ходу. Параметры отвалообразователя определяют высоту отвала и длину фронта отвальных работ. Транспортно-отвальные мосты применяют при внутреннем отвалообразовании в сочетании с роторными и многочерпаковыми цепными экскаваторами. Транспортноотвальный мост — подвижная металлическая конструкция, установленная поперек карьерного поля и соединяющая вскрышные забои с внутренними отвалами. Мост состоит из забойной и отвальной ферм. На металлической конструкции моста расположены ленточные конвейеры для транспортирования породы от экскаваторов в отвал. Транспортно-отвальные мосты обеспечивают высокую производительность вскрышных и отвальных участков на рудных карьерах и низкую себестоимость вскрыши. 62 Общим недостатком отвального оборудования непрерывного действия является ограниченная область их использования. Оборудование применяют при разработке пологих залежей. Породные отвалы должны иметь достаточную вместимость, находиться на минимальном расстоянии от мест погрузки породы, располагаться на безрудных (безугольных) площадях, не препятствовать развитию горных работ в карьере и формироваться с учетом требований техники безопасности и экологии. В комплекс отвальных работ входят разгрузка пород, планировка отвального уступа и формирование предохранительного вала или размещение породы в отвале экскаватором, отвалообразователем, абзетцером, автосамосвалом и передвижка транспортных коммуникации в новое положение. Высота породных отвалов — один из наиболее значимых параметров, который характеризует их состояние и устойчивость. Высота равнинных отвалов на практике, как правило, меньше чем нагорных . Фактически высота отвалов может приближаться к предельной высоте устойчивой насыпи из данных пород, отличаясь от нее (с учетом коэффициента запаса устойчивости) на 20—30 % в меньшую сторону, что гарантирует устойчивое состояние отвала. Способы отвалообразования выбираются в зависимости от условий залегания рудного тела, рельефа поверхности, характеристики пород, климатических и микроклиматических особенностей района . Классификация отвалов по Н.В. Мельникову Классификационный признак Тип отвала Расположение относительно карьера Внешний (за контуром карьера) и внутренний (в отработанной части карьера) Число рабочих горизонтов отвала Одно- и многоярусный Способ механизации отвальных работ Плужный, экскаваторный, бульдозерный, конвейерный, автомобильный Число обслуживаемых горизонтов в Общий, групповой, отдельный карьере Рельеф местности, используемой под Равнинный, нагорный и нагорно-долинный отвал Деформационное состояние отвала Устойчивые, подвижные и неустойчивые Способ транспортирования вскрышной породы на отвал Железнодорожный, автомобильный, конвейерный РЕКУЛЬТИВАЦИЯ ЗЕМЕЛЬ, НАРУШЕННЫХ ОТКРЫТЫМИ ГОРНЫМИ РАБОТАМИ После окончания открытой разработки месторождений полезных ископаемых значительная часть нарушенных земель может быть восстановлена для использования в народном хозяйстве. В соответствии с законодательством горные предприятия не позднее чем через год после завершения работ должны провести рекультивацию (восстановление) нарушенных земель. Проектом рекультивации предусматривают проведение комплекса горных, мелиоративных, сельскохозяйственных и гидротехнических работ. Как правило, рекультивация нарушенных земель выполняется в три этапа. На первом этапе выбирают способ рекультивации, определяют целевое использование земель, устанавливают требования к последующим этапам рекультивации и методы выполнения работ, составляют технико-экономические обоснования и рабочие проекты по рекультивации. На втором этапе производят горнотехническую рекультивацию. Она включает формирование отвалов, выемку и складирование плодородной почвы, придание откосам удобной формы, покрытие отвалов плодородным слоем, проведение мелиоративных работ, строительство 63 инженерных сооружений и т. п. Третий этап включает агротехнические мероприятия, направленные на восстановление плодородия нарушенных земель, их озеленение, высаживание лесов, освоение водоемов. К наиболее трудоемким и дорогостоящим относят работы, выполняемые в период горнотехнической рекультивации. Технологические схемы рекультивации подразделяют на группы с временным размещением плодородных грунтов на промежуточных складах и их последующим использованием для рекультивации; с выполнением рекультивации одновременно с горными работами и отвалообразованием. Первую схему используют чаще всего при формировании и последующей рекультивации внешних отвалов пустых пород Проведение рекультивации одновременно с горными работами возможно при разработке пологих залежей с внутренним отвалообразованием. Порядок формирования отвалов пустых пород зависит от их плодородности. При одинаковой степени плодородности породы отрабатывают и укладывают в отвалы валовым способом. При различной степени плодородности пород для наиболее эффективной подготовки отвалов к биологической рекультивации необходимы раздельная выемка и селективное отвалообразование с размещением токсичных пород на глубине не менее 1,5—3 м от поверхности. Отработанные пространства карьеров используют для размещения вскрышных пород из соседних карьеров, для создания хвосто- и шламохранилищ. НАЗНАЧЕНИЕ И ВИДЫ ВСКРЫВАЮЩИХ ВЫРАБОТОК Основными вскрывающими выработками на карьерах являются капитальные и разрезные траншеи. С помощью капитальных траншей осуществляют вскрытие карьерных полей. Их используют для связи рабочих горизонтов с поверхностью карьеров. Разрезные траншеи выполняют на открытых разработках функции горноподготовительных выработок (в период эксплуатации), с помощью которых производят подготовку уступов к разработке. Капитальные траншеи—наклонные горные выработки. Разрезные траншеи являются продолжением капитальных траншей—горизонтальные выработки проходят на каждом рабочем горизонте. В зависимости от места расположения капитальных траншей относительно проектного контура (границ) карьера их подразделяют на внешние, внутренние и комбинированные. Внешние траншеи располагают за пределами проектного контура карьера, внутренние—на его бортах, в пределах контура карьера. В ряде случаев при разработке наклонных н крутых залежей применяют комбинированные капитальные траншеи, имеющие смешанное расположение (внешними траншеями вскрывают верхние уступы, а внутренними—нижние горизонты карьера). При разработке нагорных месторождений в ряде случаев в качестве основных вскрывающих выработок могут применять штольни и тоннели, наклонные и вертикальные шахтные стволы. Несмотря на значительные капитальные затраты на проходку подземных горных выработок, их проведение и последующее использование обеспечивается значительное снижение эксплуатационных затрат, что способствует повышению эффективности разработки месторождения. Вид и месторасположения вскрывающих выработок выбираются на основании технико-экономического сравнения вариантов. К основным параметрам капитальных и разрезных траншей относятся продольный уклон, длина и размеры поперечного сечения. В зависимости от величины продольного уклона различают траншеи: наклонные (до 100—120 %0 крутые (свыше 150 %0 ). В наклонных траншеях применяют колесные виды транспорта (автомобильный н железнодорожный). Крутые траншеи оборудуют конвейерными, скиповыми и клетевыми подъемниками. 64 Размеры поперечного сечения капитальных траншей зависят от ширины дна, глубины н углов откосов бортов. Ширина дна траншей устанавливается в соответствии с правилами технической эксплуатации в зависимости от способа проходки, типа и размеров коммуникаций на дне траншеи. Углы откоса бортов траншеи зависят от физико-механических свойств горных пород и наличия транспортных коммуникаций па бортах траншеи. Размеры разрезных траншей зависят от способа проведения и высоты подготавливаемого уступа. Углы откосов борта траншеи—от свойств разрабатываемых пород и обычно равны углам откоса рабочих уступов (60—80°). Объемы горно-капитальных работ, включающие объемы капитальных и разрезных траншей, и объемы горно-капитальной вскрыши, выполняемые в период строительства карьера, могут достигать 35—40% от общего объема вскрышных работ в контуре карьера. Объем капитальных траншей зависит от формы и размеров поперечного сечения, величины уклона и рельефа земной поверхности. При равнинной поверхности объемы капитальных и разрезных траншей определяют по формулам проф. Е. Ф. Шешко как сумму объемов правильных геометрических фигур, составляющих эти траншеи. Объем отдельной наклонной траншеи с вертикальным откосом определяют по формуле H т2 b H т м3 Vт , i 2 3tg где Нт—конечная глубина траншеи, м; b—ширина дна траншеи,м; —угол откоса борта траншеи, градус; i—уклон траншеи. Объем разрезной траншеи при постоянном ее сечении Vp ( b h уctg )h у L т р , м3 где Ну—высота подготавливаемого уступа, м; —угол откоса уступа, градус; Lтр—длина разрезной траншеи, м. Список литературы 1. Ржевский В.В. Открытые горные работы. Часть 1 и 2. М., Недра.1985. 2. Анистратов Ю.И. Технология открытой добычи руд редких и радиоактивных металлов.М.,Недра,1988. 3. Брюховецкий О.С., Бунин Ж.В., Ковалев И.А. Технология и комплексная механизация разработки месторождений полезных ископаемых. М.,Недра,1989. 4. Фомин С.И. Основы технологии горного производства.СПб.,1994. 5. Справочник открытые горные работы. М., Недра, 1995. 6. Кулешов А.А. Проектирование и эксплуатация карьерного автотранспорта. Справочник. Часть 1 и 2. СПб., изд. СПГГИ, 1995. 7. Единые правила безопасности при разработке месторождений полезных ископаемых открытым способом. М., Недра, 1994.
