Электромонтаж Ремонт и отделка Укладка напольных покрытий, теплые полы Тепловодоснабжение

Технологические схемы добычных работ на золоторудных карьерах

22.01.2020

Технология добычных работ на золоторудных карьерах предполагает последовательное выполнение ряда технологических операций и процессов с общей конечной целью - достижение качественного извлечения запасов из недр.

Неравномерный и крайне неравномерный характер промышленного оруденения обусловливает высокие требования к организации отработки сложных добычных блоков; при этом основу технологии составляет подготовка добычных блоков к выемке и правильное (рациональное) построение границ выемки различных сортов руд и вмещающих пород.

Подготовка добычного золоторудного блока к выемке заключается в выполнении двух основных процессов: построении сортовой характеристики блока и рыхлении горной массы. В зависимости от характера оруденения, параметров залеганий рудных тел и физико-технических характеристик массива добычного блока эффективность подготовки последнего к выемке обеспечивается за счет правильного выбора рациональной технологической схемы и определения ее параметров.

В практике разработки золоторудных месторождений используется два основных способа рыхления: взрывной (преимущественно) и механический. Взрывная подготовка в зависимости от залегания рудных тел и требований производства предполагает использование различных специальных способов отбойки, направленных на повышение качественных показателей выемки.

Выбор способа подготовки добычного блока. Способ рыхления добычных блоков (механический или взрывной) обычно является общепринятым для разработки месторождения и обусловливается экономической целесообразностью. Лишь в отдельных случаях, при явно выраженных благоприятных условиях отдельных участков месторождения для механического рыхления, ему отдается предпочтение в общей системе подготовки горной массы к выемке с помощью буровзрывных работ.

Факторами, определяющими выбор способа (технологической схемы) подготовки добычного блока к выемке, являются: морфологические формы и параметры залегания рудных тел, характер распределения промышленного оруденения, техническая характеристика используемого бурового оборудования и ценность разрабатываемых руд.

Выделяются две основные морфологические формы рудных тел, определяющие принципиальные технологические схемы подготовки добычных блоков: массивные рудные тела с включениями в пределах рабочего горизонта пустых пород или некондиционных руд и крутонаклонные или наклонные рудные тела (жилы) средней и малой мощности без включений или с минимальными включениями (прослоями) пустых пород или некондиционных руд. Параметры залегания рудных тел (мощность, угол наклона контактов) в сочетании с высотой добычного уступа и типоразмером используемого бурового оборудования определяют выбор технологической схемы подготовки добычного блока к выемке, обеспечивающей достижение лучших качественных показателей.

Характер распределения промышленного оруденения, определяющий сортовую характеристику добычных блоков, оказывает влияние на выбор той или иной технологической схемы подготовки через создание наиболее благоприятных условий для селективной выемки.

Ценность разрабатываемых руд определяет возможность использования наиболее сложных технологических схем, обеспечивающих полное извлечение запасов.

В табл. 4.3 приведены рациональные технологические схемы подготовки добычных блоков к выемке для различных условий разработки.

Технологические схемы с механическим рыхлением. Механическим рыхлением подготавливают горную массу для бульдозирования в штабель с последующей погрузкой в автосамосвалы или транспортирования скрепером.

Рыхление пород бульдозерно-рыхлительным агрегатом осуществляется проходом ряда параллельных или параллельно-перекрещивающихся борозд.

Параметры механического рыхления определяются величиной возможного заглубления зуба рыхлителя hз, которая зависит от мощности базового трактора и структурно-прочностных характеристик массива. Глубину взрыхленной горной массы в забое, обеспечивающую эффективную работу бульдозера или скрепера, при параллельных ходах рыхлителя определяют по формуле
Технологические схемы добычных работ на золоторудных карьерах

где k1 - коэффициент, учитывающий форму поперечного сечения прорези (для сильнотрещиноватых пород k1 = 1); k2 - коэффициент, учитывающий влияние структурного состояния массива на размеры ненарушенных межходовых гребней (k2 = 0,8-1); с - расстояние между смежными параллельными проходами, м; b - ширина основания прорези, обычно равная ширине зуба рыхлителя, м; а - угол наклона стенки прорези, градус. При полном использовании возможного заглубления зуба рыхлителя, обеспечивающего стабильную работу агрегата, оптимальное расстояние между смежными проходами сo определяется из условия подготовки максимального объема горной массы

При этом ширина одиночной борозды прохода рыхлителя

На рис. 4.2 показаны варианты определения оптимальных расстояний co для различных пород. Вариант, приведенный на рис. 4.2, а, характерен для легко- и среднерыхлимых трещиноватых пород, вариант на 4.2, б - для труднорыхлимых крупноблочных пород, так как в этом случае при сo < bn зуб рыхлителя выбрасывается в смежную борозду. Вершины гребней при бульдозировании или скреперовании разрушаются, поэтому эффективная глубина рыхления может быть несколько больше.

При применении перекрестного рыхления с расстоянием между смежными проходами с' = (1,2/1,5)сo, глубина эффективного рыхления составляет

Рыхление перекрестными ходами (продольно-поперечными) применяется при технологической схеме послойного рыхления горизонтальными слоями (рис. 4.3,a). В технологических схемах с послойным рыхлением наклонными слоями (рис. 4.3, б и в) с торцевым и фронтальным забоями применяются только продольные ходы бульдозерно-рыхлительного агрегата.

Технологические схемы с взрывным рыхлением. Основным технологическим параметром взрывных работ, характеризующим энергоемкость разрушения рудных массивов до заданной кусковатости, является удельный расход BB на 1 м3 отбитой массы. Этот показатель, учитывающий физико-механические и структурные характеристики руды, кондицию кусковатости, диаметр взрывных скважин и тип BB может определяться по известной формуле, кг/м3,

где ро - плотность руды, кг/м3; f - коэффициент крепости по шкале проф. М.М. Протодьяковова; dз, dо и dк - соответственно диаметр заряда, средний диаметр естественной отдельности в массиве и средний диаметр кондиционного куска, м; Kвв -коэффициент работоспособности ВВ.

Расчет удельного расхода BB дифференцированно для рудного массива и включений пустых пород производится по формуле (4.4) с учетом изменения коэффициента крепости.

Для технологических схем с совместной отбойкой в условиях глубокого зажима рассчитывают мощность буфера ранее взорванных пород, на который производится отбойка добычного блока (табл. 4.3).

Условия глубокого зажима обеспечиваются при отбойке добычного блока на буфер ранее взорванных пород, мощность которого не должна быть менее, м,

где mб - горизонтальная мощность буфера взорванных пород, м; W - линия сопротивления по подошве уступа, м; Kр - коэффициент разрыхления; а - угол откоса уступа, градус.

В технологических схемах с раздельной взрывной отбойкой руд и вмещающих пород, а также в схеме с созданием экранирующего слоя по контакту рудного тела определяющими параметрами взрывных работ являются соответственно параметры отбойки приконтактной ленты пород или руд и параметры создания экранирующего слоя; диаметр контурного заряда, линейная плотность заряжания контурных скважин и расстояние между ними в ряду.

Интервал замедления между взрывом зарядов контурного ряда и примыкающего к нему ряда отбойных скважин должен обеспечить полное формирование экранирующей щели (экранирующего слоя), так как в противном случае неизбежны подбой плоскости контакта отбойными зарядами и уменьшение степени отражения волн напряжений, Поэтому интервал замедления должен быть больше времени формирования экранирующей щели

где tз - интервал замедления, мс; tф - время формирования экранирующей щели, мс.

Время формирования экранирующей щели будет складываться из времени прохождения детонационной волны по заряду tд(мс) и времени вылета забойки из скважины tвз (мс)

где lскв - длина скважины, м; D - скорость детонации BB, м/с;

здесь lз - длина колонки заряда, м; Vзаб - скорость вылета забойки, м/с,

где рз - плотность материала забойки, кг/м3; тсдв - сопротивление забойки сдвижению, Па; к - коэффициент, учитывающий материал забойки; P - среднее давление продуктов детонации на забойку, Пa.

Время формирования экранирующей щели в зависимости от прочностных характеристик породного массива и параметров контурного взрывания изменяется от 60 до 100 мс. Для упрощения работ по взрывной раздельной отбойке с использованием контурного взрывания последней целесообразнее проводить заблаговременно, до обуривания приконтактной ленты пород.

Технологическая схема с совместной взрывной отбойкой предусматривает одновременное взрывание рассредоточенных зарядов BB в сближенных скважинах, пройденных по контактам рудного тела, и последующую отбойку целика пустых пород по висячему боку рудной зоны (рис. 4.4).

Массу равномерно рассредоточенного заряда в сближенных скважинах находят по выражению

где gВВ - удельный расход BB нормального рыхления, кг/м3; H - высота уступа, м; mр.т - горизонтальная мощность рудного тела, м.

Расстояние между сближенными скважинами, м

Линейный расход рассредоточенного заряда, кг/м

где lc - глубина сближенных скважин, м.

Масса дополнительного заряда в нижней части сближенных скважин, кг

Расстояние между примыкающим рядом наклонных отбойных скважин и контуром рудного тела

где ao - расстояние между отбойными скважинами в ряду, м.

При гладком взрывании (рис. 4.5) параметры отбойки рассчитывают раздельно для отбойки целика пород по висячему боку рудного тела и для отбойки непосредственно рудного тела.

Параметры создания экранирующего слоя по контакту висячего бока рудного тела и отбойки прилегающей ленты вмещающих пород рассчитывают аналогично схеме раздельного взрывания.

Расстояние между скважинами, пройденными по контакту лежачего бока рудного тела, м

Линейный расход BB, кг/м

Определение величины смещения массива пород при взрыве. Сложный характер промышленного оруденения золоторудных месторождений до минимума ограничивает использование раздельной отбойки руд; подготовка сложных добычных блоков производится преимущественно совместным взрыванием.

Для создания условий качественной выемки руд при совместном взрывании обычно стремятся максимально сохранить естественную геометрию (структуру) рудных тел. Практически единственным технологическим приемом при этом является взрывание на буфер ранее взорванных пород. По организационным причинам (отставание результатов эксплуатационного опробования), а также из-за сложного характера промышленного оруденения на золоторудных карьерах постоянно испытывается дефицит готовых к выемке добычных блоков, что ограничивает использование взрывания на буфер. Поэтому отбойку производят; как правило, на открытый забой, что обусловливает значительную деформацию рудных контуров.

Установление трансформированных контуров рудных тел в навале взорванной массы имеет важное практическое значение, так как определяет качество выемочных работ.

Величину смещения контуров рудных тел можно определять аналитическим расчетом или экспериментально.

Изменение расположения поверхности контакта рудного тела во взорванной массе определяется кинематикой ее движения во время взрыва. За промежуток времени от момента взрыва t взорванная горная масса начинает двигаться со скоростью Vг.м, уменьшаясь по своей высоте на величину Ah, и в каждый промежуток времени масса будет изменяться на величину

где g - ускорение свободного падения, м/с2; l - расстояние перемещения горной массы, м.

Таким образом, распределение взорванной горной массы по ширине развала при равномерном распределении энергии взрыва в массиве выражается параболической зависимостью.

Это определяет форму развала, в которой высота Ah' является функцией расстояния l

Коэффициенты A0, A1, A2 определяются, исходя из граничных условий перемещение горной массы и равенства объема горной массы Voб до и после взрыва с учетом коэффициента разрыхления

Обозначив ширину развала горной массы от нижней бровки уступа до взрыва L (рис. 4.6), ширину взрываемого блока в целике В и, приняв за начало отсчета l границу развала, переходящую в зону разлета кусков, получим

Опыт производства взрывных работ показывает, что поверхность контакта руды и пустой породы сохраняется, однако происходит поворот плоскости контакта. Если до взрыва в массиве выход контакта на поверхность уступа находится в точке 1, то во взорванной массе он перемещается в точку 1'. Соответственно углы падения контакта рудного тела в массиве и во взорванной массе в и в'. Их значения определяют (см. рис. 4.6), исходя из условий размещения объема руды массива до взрыва (площадь трапеции 1, 2, 3, 4) в объеме взорванной массы (криволинейная фигура 1', 2', 4).

Из уравнения объема определяется положение точки 1, находящейся в месте пересечения поверхности развала, описываемой уравнением второго порядка и линией контакта, проходящей через точку 4 (выход плоскости контакта рудного тела на подошву уступа). Обозначая F расстояние между точками 3 и 4, получим уравнение, содержащее в качестве аргумента х ординату точки 1'

Подставляя функцию Ah', получим уравнение третьего порядка

Уравнение может быть решено по методу Кардано в следующей последовательности.

1. Определяются коэффициенты а, b и с уравнения третьего порядка x3 + ах2 + b + с = 0:

2. Затем находятся расчетные величины по формулам

3. Значение х вычисляют по формуле

Приняв l = х, вычисляют Ah'(х) - абсциссу точки 1 и новый угол падения контакта руды во взорванной массе

При отбойке на буфер ранее взорванных пород горизонтальное смещение контура рудного тела по верху уступа определяют по выражениям:

- для части уступа до первого ряда отбойных скважин

- для части уступа между первым и вторым рядами отбойных скважин

где Kp - коэффициент разрыхления пород при взрыве; а - угол откоса взрываемого уступа, градус.

Смещение массива за вторым рядом отбойных скважин при отбойке на буфер практически отсутствует.

Приведенные зависимости для расчета смещения контуров рудных тел при отбойке на буфер справедливы в том случае, когда горизонтальная мощность буфера ранее взорванных пород не меньше высоты уступа.

В конкретных условиях совместной отбойки сложных рудных блоков для установления характера деформаций и величины смещения контуров рудных тел может быть использован экспериментальный метод маркирования уступов. Этот метод достаточно прост и позволяет с высокой точностью определить смещения элементов взрываемого уступа.

По линиям, перпендикулярным фронту отбойки, бурят серию скважин (по одной линии - обычно три скважины: между первым и вторым, вторым и третьим, третьим и четвертым рядами отбойных скважин) на глубину 0,7-1 высоты уступа, в которые закладывают пронумерованные (маркированные) металлические (труба, уголок) реперы в количестве 2-5 шт. Скважины с реперами выносят на план блока и разрезы по линиям с фиксированием положения отдельных реперов в массиве уступа.

После взрывной отбойки блока производят инструментальную съемку развала взорванной массы с построением характерных разрезов и определяют его ширину.

Расположение реперов в навале взорванной массы устанавливают в процессе экскавации визуально. Новое положение реперов определяют следующим образом.

За контур отрыва выносят два опорных репера, новое положение отмечают на плане взорванного блока. При обнаружении маркировочного репера в процессе экскаваторной выемки с помощью мерной ленты (рулетки) определяют его удаление от опорных реперов и методом засечек выносят на план взорванного блока.

Положение репера по высоте забоя определяют с помощью деревянного шеста (рейки).

После фиксирования репера, с помощью ковша экскаватора его вынимают и выносят из забоя на площадку, где определяют его номер.

Для получения достоверных результатов определения величины смещения контактных зон достаточно пять-семь экспериментальных взрывов.

По результатам экспериментальных исследований, проведенных на Дукатском и Куранахском карьерах, построена номограмма для определения величины смещения верхней Аlв и нижней Аlн характерных точек линии контакта рудного тела (аналогично линии маркированной скважины) в зависимости от ширины развала и удаления линии контакта (контура рудного тела) от верхней бровки уступа в массиве (рис. 4.7).

Номограмма построена для уступов высотой 10 м.

Порядок нахождения искомых величин следующий.

Зная ширину развала, выражают ее в долях высоты уступа и откладывают ее значение на абсциссе L/H. Из этой точки проводят вертикальную линию до пересечения ее с линией значения удаления контакта Lк от верхней бровки уступа. Значения ординат этих пересечений и будут соответствовать смещению граничных точек линии контакта, выраженных также в долях высоты уступа.

Имя:*
E-Mail:
Комментарий: