CC BY
37УДК 622.235:622.271 © Уринов Ш.Р., Номдоров Р.У., Джуманиязов Д.Д.
ИССЛЕДОВАНИЕ ФАКТОРОВ, ВЛИЯЮЩИХ НА УСТОЙЧИВОСТЬ БОРТОВ КАРЬЕРА
Уринов Шерали Рауфович, доцент кафедры «Автоматизация и управление» Навоийского государственного горного института, канд. техн. наук, доцент, Номдоров Рустам Уралович, ассистент кафедры «Горное дело и геодезия» Каршинского инженерно-экономического института, Джуманиязов Джамшид Дидоркульевич, лаборант кафедры «Техника и технология добычи и переработки руд редких и радиоактивных металлов» Навоийского государственного горного института
Аннотатция. Погонанинг ;ия цисмларида тургунлик пасайишининг объектив характери бу ёрицлар орасидаги мустахкамлик характерининг узгариши хисобланади. Табиий шароитда бу характерни аницлашни цийинлиги, цияликнинг тургунлигини бахолаш мезони сифатида ишлатиб булмайди.
Ушбу ишда карьер борти тургунлигига, унинг улчамларига, очи; кон ишларини олиб бориш технологиясига ва карьер борти цурилишига таъсир циладиган асоссий омиллар та^лил цилинган ва асосланган.
Калит сузлар: карьер чегараси, карьер борти тургунлиги, карьер борти циялигини шакллантириш, погона баландлиги, карьернинг чуцурлашиш тезлиги, потонадаги иш олиб борилаётган майдон.
Аннотатция. Наиболее объективной характеристикой снижения устойчивости приоткосной части уступа является изменение прочностных характеристик по контакту трещин. Однако трудности определения этих характеристик в натурных условиях не позволяют использовать их в качестве критерия при оценке устойчивости откосов.
В данной работе проведен анализ основных факторов, влияющих на устойчивость бортов и параметры карьера, и обоснованы факторы, влияющие на технологию ведения открытых горных работ и отстройку бортов.
Ключевые слова: контур карьера, устойчивость бортов, формирование откосов, высота уступа, скорость углубки карьера, фронт работ уступа.
Annotation. The most objective characteristic of the decrease in stability of the slope part of the bench is the change in the strength characteristics along the contact of cracks. However, the difficulties in determining these characteristics in natural conditions do not allow using them as a criterion for assessing the stability of slopes.
In this paper, the analysis of the main factors affecting the stability of the sides and the parameters of the open pit is carried out, and the factors influencing the technology of conducting open pit mining and the adjustment of the sides are substantiated.
Keywords: pit contour, sidewall stability, slope formation, bench height, pit deepening speed, bench front.
При разработке месторождений полезных ископаемых открытым способом особое внимание уделяют высоте и устойчивости уступа, т.к. они влияют на такие общекарьерные
показатели, как углы откосов бортов карьера, темпы углубления горных работ, потери и разубоживание полезного ископаемого, производительность карьера по добычным и вскрышным работам, скорость подвигания и протяженность фронта горных работ, сроки строительства, объемы горно-капитальных работ, протяженность карьерных дорог и др. [14].
Главными условиями при выборе и проектировании высоты уступов являются обеспечение устойчивости в период всего эксплуатационного срока службы карьера и обеспечение безопасности работ с учетом требований ЕПБ при открытых горных работах. С учетом горно-геологических условий
месторождения, физико-механических и горнотехнологических свойств горных пород, формы и строения залежи, интенсивности, календарного плана развития, технологии ведения горных работ и средств механизации проектируют высоту уступов [4, 5].
До настоящего времени в связи с тем, что при расчетах высота уступа исходя из условий устойчивости получалась большей по сравнению, чем при учете других вышеперечисленных факторов, то ее устойчивость не рассчитывалась.
При разработке скальных и полускальных горных пород высоту уступов определяют в зависимости от требуемой производительности карьера по полезному ископаемому и вскрыше, показателей производственных и
технологических процессов, количества потерь и разубоживания руды и условий вскрытия рабочего горизонта. В свою очередь, от высоты и угла откоса уступа зависят угол наклона борта карьера и геометрические размеры рабочих площадок, а сам угол откоса рабочих уступов зависит от физико-механических свойств горных пород и способа отработки уступа. В этой связи, при проектировании и определении угла откоса рабочих уступов пользуются либо практическими данными, либо таблицами [25; с.37-38].
Параллельно с определением высоты уступов, исходя из условий залегания горных пород, необходимо устанавливать положения их
верхних и нижних площадок. Отметки площадок уступов стремятся устанавливать с учетом контактных зон различных горных пород и способа выемки (селективной или валовой). При проектировании высоты уступа желательно, чтобы он был сложен из однородных горных пород или чтобы во вскрышном уступе было меньше полезного ископаемого, а в добычном -меньше пустых пород.
Также высота уступов влияет на интенсивность разработки месторождения - с увеличением высоты уступа увеличиваются время подготовки новых горизонтов и объем траншейных работ, а фронт работ уступов и скорость подвигания забоев уменьшаются [6].
Скорость углубки карьера также зависит от высоты уступа. Исследованиями [7] установлено, что уменьшение высоты уступа с 20 до 10 м ведет к увеличению скорости углубления карьера в 1,5 раза, ограничиваясь не только скоростью перемещения фронта работ, но и продолжительностью работ по вскрытию и подготовке новых горизонтов.
Чтобы сократить время строительства и период освоения месторождения рекомендуется высоту уступов вышележащих горизонтов принимать малой для обеспечения быстрого развития горных работ в начальный период эксплуатации, а после достижения проектной мощности и обеспечения нормального режима работы карьера высоту уступов увеличивают, для чего необходимо придать им долговременную устойчивость. Так, во многих действующих карьерах высоту уступов вышележащих горизонтов принимали от 5 до 10 м, а нижележащих - от 15 и более метров [8].
Известна тенденция увеличения высоты уступов для повышения интенсивности отработки месторождения, угла наклона рабочего борта и уменьшения текущего коэффициента вскрыши. Проверить, что интенсивность отработки не снизилась с увеличением высоты уступа, можно из выражения [9, 10]
Qi
<
Q2
i DEVELOPMENT OF y^v, j MINING DEPOSITS
большой высоте уступа, град.; в - угол наклона залежи, град.
При приведенных выше значениях параметров и L61=L62=1000 м, получим Q2>1,17Qi, т.е. необходимо увеличить производительность экскаваторов на 17% или уменьшить длину экскаваторных блоков на 14% (при Q1=Q2) и увеличить число экскаваторов.
Кроме того, необходимо проверить влияние увеличения высоты уступа на показатели потерь и разубоживания. При разработке малоценных полезных ископаемых этот вопрос остро не стоит. При высокой ценности полезных ископаемых на изменение этих показателей следует обратить самое пристальное внимание, так как при увеличении высоты уступа прямо пропорционально увеличиваются потери и разубоживание.
Их величины во многом зависят от взаимного положения плоскостей забоя и фронта рабочего уступа и контакта полезного ископаемого и пустых пород. Возможные положения этих плоскостей могут быть сведены к трем случаям [11-13]:
1. Фронт работ уступа перемещается по вскрышным породам со стороны висячего бока залежи (рис. 1, а).
2. Фронт работ уступа перемещается по вскрышным породам со стороны лежачего бока залежи (рис. 1, б).
3. Фронт работ перемещается по рудному телу (рис. 1, в).
ИгЬб1 ((Л%ах + (Л%р) к2 Ьб 2 (ща2 + а%р)
(1)
где 01 - производительность экскаватора при малой Ь1 высоте уступа, м3/год;
02 - производительность экскаватора при большой Ь2 высоте уступа, м3/год; Ь61 - длина экскаваторного блока при малой высоте уступа, м; Ц2 - длина экскаваторного блока при большой Ь2 высоте уступа, м; а1 - угол откоса борта карьера при малой высоте уступа, град.; а2 - угол откоса борта карьера при
Рис. 1. Расчетные схемы потерь АР и разубоживания АV полезного ископаемого при различном перемещении фронта работ уступа
На рис. 1 приведены наиболее распространенные условия, когда угол падения залежей р меньше угла откоса рабочего уступа а. Угол падения залежи существенно влияет на высоту уступов. Наиболее часто, особенно на месторождениях цветных металлов, не
прослеживается четкой закономерности в изменении угла падения рудных тел по глубине как со стороны висячего, так и со стороны лежачего боков. В связи с этим можно пользоваться средневзвешенным значением угла р для всего месторождения или его части. Удельные объемы теряемого полезного
3
ископаемого ДР, м /м, и примешиваемой пустой
3
породы ДV, м /м, на контакте рудного тела могут быть определены по следующим выражениям: - для схемы, приведенной на рис. 1, а,
дР = (01%р- <л%а);
2
a
AV = — (ctgß- ctga);
(2)
(3)
- для схемы, приведенной на рис. 1, б,
дР = ——— (ог%р + ог%а)\
2
(4)
a
Д = — (сг^р + ег%ау,
(5)
- для схемы, приведенной на рис. 1, в, Др, = (Л—а)_ (сг^р + с^а);
2
a
AV' = у (ctgß + ctga):
(6)
(7)
AP" = ^^ (ctgß- ctga);
2
a
AV" =— (ctgß-ctga).
(8)
(9)
В обобщенном виде уравнения (2)-(1) для одного контакта полезного ископаемого и породы могут быть записаны следующим образом:
(Л -а-(±сг§Р± сга
а
ду = — (±^р± сга
(11)
где h - высота уступа, м; а - высота треугольника пустых пород, попадающих в руду в процессе отбойки, м;
а - угол откоса уступа, град.; в - угол падения контакта руды, град. Знаки «+» и «+» ставят при направлении работ от лежачего к висячему боку, «-» и «+» -от висячего к лежачему боку при в>а, «+» и «-» -от висячего к лежачему боку при в<а.
Приведенные выражения позволяют устанавливать количественное влияние на величину потерь и разубоживания, направления перемещения рабочих уступов по отношению к контактам рудного тела. Так, при углублении карьера в породах лежачего бока потери и разубоживание всегда больше, чем при углублении в породах висячего бока. Уменьшить их можно только с помощью применения селективной выемки.
На показатели потерь и разубоживания существенное влияние оказывает расположение взрывных скважин в зоне контакта полезного ископаемого и пустой породы, так как изменение расположения скважин с изменением высоты треугольника пустых пород может существенно влиять на величину потерь и разубоживание. Коэффициент потерь ориентировочно может быть определен по формуле
П=ДРс/(М1), (12)
а коэффициент объемного разубоживания -по формуле
AK
Р
Mh + AV0 - AP0
(13)
где М - горизонтальная мощность рудного тела, м;
ДР0 и - удельные объемы теряемого полезного ископаемого и примешиваемых пород на всех контактах полезного ископаемого, м3/м.
При наличии в полезном ископаемом породных прослоек их необходимо дополнительно учитывать при определении ДР0 и ДVo.
Очень часто при разработке ценных руд высоту уступов по руде принимают меньшей, чем по пустым породам. Обычно вскрышной уступ при подходе к руде разделяют на два уступа.
Отметим, что высота уступа и параметры БВР тесно взаимосвязаны. Так, при увеличении высоты уступа с углом откоса меньше 90° и использовании вертикальных скважинных зарядов ВВ линия сопротивления по подошве уступа увеличивается. Для обеспечения эффективности работ требуется увеличивать
вместимость скважин, используя котловые заряды или увеличивая диаметр скважины.
При использовании наклонных, параллельных откосу уступа скважин, можно без изменения их диаметра увеличить высоту уступа.
Высота уступа выбирается, исходя из условия обеспечения высокоэффективной работы экскаваторов. Прежде всего высота уступа должна обеспечивать наполнение ковшей экскаваторов, поэтому она должна быть не менее 2/3 высоты расположения напорного вала механической лопаты.
При работе экскаватора в развале взорванных горных пород ее высота должна быть связана с высотой черпания:
Ир<апИч, (14)
где hp - высота развала взорванных горных пород, м;
ап - коэффициент, зависящий от степени дробления и смешиваемости пород, а также от необходимости селективной выемки (при селективной выемке ап=1; при хорошо раздробленных и излёживающихся породах ап=1,2^1,4);
Нч - высота черпания экскаватора, м. Зависимость высоты развала породы от высоты уступа пока еще недостаточно изучена. Ориентировочно предполагается прямая пропорциональная зависимость:
hp=Th, (15)
где т - коэффициент, учитывающий способ взрывания (при однорядном взрывании т=0,7^0,9; при многорядном - т=1^1,15).
Из последних двух выражений высота уступа
h <^нч .
т (16) Для обеспечения наилучшего использования экскаватора ширина развала породы после взрыва должна соблюдать условие:
B=|JA, (17)
где у - количество заходок экскаватора, ед. В случае, если A=1,5RM, то высоту уступа определяют по формуле:
h = 1 ,5 R ^,
с
(18)
где - радиус черпания экскаватора, м; с - коэффициент, учитывающий ширину развала горных пород (с=1^3).
Для обеспечения взрывания без уборки путей ширина развала должна удовлетворять определенному условию, при этом
к <-[Ж0 + 0,8(Яч + Яр ) -1], с
(19)
где W0 - ширина отрываемой части уступа, м; Rч - радиус черпания экскаватора на уровне стояния, м;
i DEVELOPMENT OF y^v, j MINING DEPOSITS
Rp - радиус черпания экскаватор на уровне разгрузки, м;
l - расстояние от оси пути до развала породы (допустимое расстояние составляет 1=2^3 м).
Экономические расчеты показывают, что себестоимость экскавации при увеличении высоты уступов до 20 м уменьшается, а выше 20 м -увеличивается.
Для рационального использования горнотранспортного оборудования на карьере необходимо формировать уступ большей высоты, что приведет к сокращению количества горизонтов и уменьшению объема работы по установке и передвижке путей. Лишь только на малых карьерах из-за ограничения длины наклонных съездов можно выбирать уступ с меньшей высотой [12].
Высоту уступа необходимо выбирать также по условию обеспечения производительности карьера по полезному ископаемому, которая прямо пропорциональна скорости понижения добычных работ. Если рабочей зоной охвачена вся площадь рудного тела, то производительность карьера:
Api=S|hoi, м3/год, (20)
где S, - текущая площадь рудного тела (с учетом рудоносности, потерь и разубоживания),м2;
h0i - текущая скорость понижения добычных работ, м/год.
При изменяющейся по мере углубки карьера площади рудного тела поддержание постоянной производительности можно осуществлять изменением скорости углубки карьера и понижением добычных работ или высоты уступов, в зависимости от мощности залежей полезного ископаемого.
При определении высоты уступов также необходимо учитывать то, что она оказывает влияние на текущий коэффициент вскрыши и годовой объем пустых работ. В первые годы работы карьера коэффициент вскрыши увеличивается в связи с малой высотой уступа.
Таким образом, в результате анализа основных факторов, влияющих на высоту уступов, установлено, что при формировании устойчивости бортов карьеров необходимо учитывать высоту уступа, которая непосредственно влияет на качество добываемого полезного ископаемого, скорость подвигания фронта, темп углубления горных работ, объем горно-капитальной работы, длину фронта работ, общую протяженность внутрикарьерных путей и дорог и др. [10].
Известно, что при увеличении глубины карьера ухудшаются технико-экономические показатели разработки месторождения, увеличиваются транспортные затраты и коэффициент вскрыши, ухудшаются условия работы горного и транспортного оборудования и т.п.
В работах [12-17] выделено два общих направления, предусматривающих
предотвращение (снижение) и компенсацию отрицательных последствий роста глубины карьеров за счет применения новых технологий и техники. А поскольку синтезирующим параметром, в значительной степени определяющим технико-экономические
показатели открытой разработки, является производственная мощность карьеров, то реализация указанных направлений
ориентирована, в первую очередь, на поддержание их производительности по полезному ископаемому.
Все факторы, воздействующие на производительность карьеров при увеличении глубины горных работ, обычно разделяют на три основные группы [14, 18, 19]: горногеологические (природные), технологические и технические.
Горно-геологические факторы носят объективный характер и имеют специфические особенности для каждого месторождения. По характеру влияния на производительность карьера их можно разделить на факторы, непосредственно воздействующие на производительность карьера по полезному ископаемому (в частности, снижение содержания полезного компонента в руде и уменьшение площади рудного тела) и горной массе (гидрогеологические и геомеханические условия ведения работ). При этом снижение содержания побуждает к увеличению, а уменьшение площади рудного тела - к снижению производительности карьера по руде. Гидрогеологические и геомеханические условия ведения работ влияют на угол откоса борта карьера, с уменьшением которого объемы вскрышных пород и соответственно требуемая производительность карьера по вскрыше увеличиваются. Вторая группа факторов, включающая физико-механические свойства горных пород, влияет на производительность карьера через
производительность оборудования.
Перечисленные факторы относятся к неуправляемым факторам, но их влияние на производительность карьера может быть в определенной степени скомпенсировано различными технологическими, техническими и организационными приемами. Так, например, увеличение прочности пород компенсируется ростом энергетических затрат на их взрывное дробление, влияние обводненности
месторождения на устойчивость бортов -предварительным осушением горного массива, а снижение производительности оборудования -увеличением его мощности или количества.
Важной особенностью технологических и технических факторов является то, что они, в отличие от природных факторов, управляемы в определенном диапазоне изменения. Такая
управляемость указанными факторами базируется на возможности внедрения высокопроизводительной погрузочно-
транспортной техники, совершенствования параметров систем разработки, схем вскрытия и транспортных систем карьеров. Поэтому, применяя комплекс управляющих воздействий, можно в значительной степени компенсировать отрицательное влияние глубины разработки и на протяжении достаточно длительного времени поддерживать производительность карьеров на заданном уровне.
В частности, на основе статистического анализа установлено, что развитие рабочей зоны большинства глубоких железорудных карьеров сопровождается: уменьшением средней ширины рабочих площадок на 7-13 м на каждые 50 м увеличения глубины разработки; снижением готовых к выемке запасов до 0,4-1,0 месяца; сокращением протяженности рабочего фронта [14, 17-19]. Так, при глубине этих карьеров 250350 м ширина рабочих площадок составляет 2540 м, а доля площадок с нормативной шириной снизилось до 30-40%. Следствием этого является уменьшение (в 2-3 раза) количества рядов взрывных скважин, а также объема взрываемых блоков, что, в свою очередь, ухудшает качество дробления пород и снижает производительность горно-транспортного
оборудования.
Тенденция к уменьшению ширины рабочих площадок с увеличением глубины разработки усиливается временной консервацией отдельных участков бортов, которая способствует регулированию режима горных работ за счет переноса части объемов вскрыши на более отдаленные периоды. Поэтому наличие в рабочей зоне временно нерабочих участков -закономерное явление для глубоких карьеров, особенно в момент подхода рабочих бортов к предельному контуру, когда объем вскрышных работ достигает максимального значения.
Анализ основных недостатков теории и практики строительства глубоких карьеров отчетливо выявил необходимость в разработке стратегии их эволюционного развития до технически достижимых границ, а развитие их подсистем - подкрепляться графиками капитальных вложений с определением источников финансирования и погашения заемных средств. При этом производственная мощность различных этапов существования таких карьеров должна быть сбалансирована с горными и экономическими возможностями предприятия.
Литература
[1] Проектирование границ открытых горных работ: Уч. пос. / О.В. Шпанский, Д.Н. Лигоцкий, Д.В. Борисов. - СПб, 2003. - 90 с.
Л DEVELOPMENT OF MINING DEPOSITS
[2] Рыбин В. В. Развитие теории геомеханического обоснования рациональных конструкций бортов карьеров в скальных тектонически напряженных породах // Дисс. ... докт. техн. наук. - Апатиты, 2016. - 385 с.
[3] Рыльникова М.В., Зотеев О.В., Никифорова И.Л. Развитие нормативной базы в области обеспечения устойчивости бортов и уступов карьеров, разрезов и отвалов // Горная Промышленность. - Москва, 2018. - №3, - С. 9599.
[4] Рыбин В.В. Развитие теории геомеханического обоснования рациональных конструкций бортов карьеров в скальных тектонически напряженных породах // Дисс. ... докт. техн. наук. - Апатиты, 2016. - 385 с.
[5] Методические указания по определению углов наклона бортов откосов уступов и отвалов строящихся и эксплуатируемых карьеров. - СПб, 2012. - 162 с.
[6] Федотенко В.С. Обоснование параметров и разработка технологии эффективного перехода к отработке мощных угольных месторождений высокими вскрышными уступами // Дисс. ... докт. техн. наук, Москва, 2018, 300 с.
[7] Ржевский В.В. Технология и комплексная механизация открытых горных работ. - М., 2010. - 574 с.
[8] Ржевский В.В. Открытые горные работы: Ч. II. Технология и комплексная механизация. - М., 2010. - 549 с.
[9] Ржевский В.В. Открытые горные работы: Ч. II. Технология и комплексная механизация. - М., 2010. - 549 с.
[10] Бунин Ж.В., Нутфуллаев Г.С., Норов Ю.Д., Заиров Ш.Ш. Определение глубины разрушения крепкого пропластка в массиве разнопрочных горных пород зарядом взрывчатых веществ с кумулятивным эффектом // Взрывное дело. -Москва, 2015. - №113/70. - С. 133-141.
[11] Заиров Ш.Ш., Уринов Ш.Р., Тухташев А.Б. Анализ технологии ведения открытых горных работ и отстройки бортов карьеров // Национальное информационное агентство Узбекистана УзА. Отдел науки (электронный журнал). - Ташкент, июнь, 2020. - С. 1-15.
[12] Лель Ю.И., Смирнов В.П. Теория карьерного большегрузного автотранспорта. - Екатеринбург: РАН УрО ИГД, 2002. - 355 с.
[13] Шеметов П.А. Повышение эффективности использования георесурсного потенциала при разработке крутопадающих месторождений сложного строения / Дисс. ... докт. техн. наук. -Навои, 2006. - 249 с.
ип
