Элементы системы разработки и их параметры

Основными элементами системы разработки являются: рабочие уступы, рабочие площадки, фронт работ уступа и карьера, рабочая зона карьера. Основные параметры: высота и угол откоса уступов, ширина рабочих площадок, ширина заходок, длина фронта работ, угол откоса рабочего борта, длина экскаваторного блока, число рабочих уступов.

Уступ – один из важнейших элементов системы разработки. Главный его параметр – высота, оказывает влияние на интенсивность отработки месторождения, качество добываемого полезного ископаемого, срок строительства карьера, объем горно-капитальных работ, распределение объемов вскрыши во времени, безопасные условия работы горно-транспортного оборудования. Выбор оптимальной высоты уступа h (м) – одна из сложных горно-экономических задач, вследствие разнопланового характера взаимосвязи с перечисленными факторами. Например, но мере увеличения высоты уступа снижаются затраты на подготовку скальных пород к выемке и транспортирование взорванной горной массы. Одновременно возрастает вероятность образования «козырьков» и «нависей» в забоях, увеличиваются потери и разубоживание, уменьшается интенсивность разработки (см. п. 8.4). Поэтому сначала подбирают ряд возможных значений h, отвечающих требованиям безопасного ведения выемочно-погрузочных работ. Затем для каждой из них устанавливают производительность карьера, характер изменения во времени годовых объемов вскрыши, определяют экономический эффект с использованием традиционных критериев оценки. Вариант с наилучшими технико-экономическими показателями и разубоживания и будет соответствовать оптимальной высоте уступа.

Углы откоса уступов устанавливают исходя из обеспечения краткосрочной устойчивости пород рабочих и долгосрочной устойчивости нерабочих уступов (см. п. 2.4).

Ширина рабочих площадок П, (м) зависит от рабочих размеров выемочно-погрузочных машин и параметров буровзрывных работ в скальных породах, вида карьерного транспорта, требуемой интенсивности движения (рис. 8.2).

В мягких и рыхлых породах, перемещаемых средствами транспорта (рис. 8.2, схема а)

П = А +с₁ + Т + m + d_в + л + δ, (8.1)

при использовании буровзрывных работ (схема б):

П = В +с₁ + Т + m + d_в + л + δ, (8.2)

где А – ширина экскаваторной заходки, м; с₁ = 2,5–3,5 – расстояние от нижней бровки развала до транспортной полосы, м; Т – ширина транспортной полосы, м; m = 3,5 – расстояние от линии электропередач до кромки транспортной полосы, м; d_в = 6–7 – ширина полосы для движения вспомогательного транспорта; л – ширина полосы готовых к выемке запасов, м; δ – ширина возможной призмы обрушения (см. п. 3.10), м; В – ширина развала взорванной горной массы (см. п. 3.10), м.

При использовании автотранспорта d_в = 0. Ширинатранспортной полосы зависит от типа транспортных средств и числа путей (полос движения). Величина П варьирует в широких пределах [25].

Для уменьшения интервала времени между началом подготовки смежных горизонтов проходку въездной траншеи начинают при создании минимальной рабочей площадки, ширину которой находят по формулам (8.1) – (8.2) исключив из них полосы m, d_в, л и уменьшив В за счет перехода на однорядное взрывание.

Ширина резервной полосы запасов, необходимой для бесперебойной работы на смежных уступах:

, (8.3)

где μ – норматив обеспеченности запасами полезного ископаемого, мес.; А_р – годовая производительность карьера по полезному ископаемому, т; L_ру – длина добычного фронта на уступе, м; n_о – количество добычных уступов; γ_р – плотность полезного ископаемого, т/м³.

По степени подготовленности различают запасы вскрытые, подготовленные и готовые к выемке. В горнотехнической литературе не существует единых определений этих понятий, поэтому приводим формулировки, установленные отраслевой инструкцией по учету и нормированию запасов на горнорудных предприятиях черной металлургии.

Вскрытыми считают запасы полезного ископаемого месторождения или части его из числа балансовых запасов, освобожденных от покрывающих пород или обнаженных вследствие естественных условий залегания, для разработки которых пройдена въездная траншея и выполнены горно-капитальные работы, предусмотренные проектом.

К подготовленным откосят часть вскрытых запасов с обнаженными верхней и боковой поверхностями, для разработки которых выполнены горно-подготовительные работы. Их можно извлечь при параллельном подвигании всех добычных уступов без производства вскрышных работ с сохранением нормальной ширины рабочей площадки.

Готовыми к выемке запасами считают часть подготовленных запасов, которые могут быть отработаны независимо от подвигания смежного верхнего уступа с оставлением при этом минимальной рабочей площадки.

Для железорудных карьеров при колесных видах транспорта и круглогодовом режиме работы обеспеченность готовыми к выемке запасами руды составляет не менее 2,5 месяцев работы карьера в нормальном режиме. Регламентированы также готовые к выемке объемы скальных пород: не менее 2,5 месяцев работы и рыхлых пород не менее 1,8 месяцев.

При проектировании карьеров по добыче цветных металлов в период работы с проектной мощностью норматив обеспеченности вскрытыми запасами составляет от 4,5 до 7,0 мес.; подготовленными – 3,9–2,0 мес.; готовыми к выемке – 1,5–1,0 мес.

Для угольных разрезов на момент сдачи карьера в эксплуатацию готовые к выемке запасы угля должны быть не менее:

- при круглогодовом режиме работы на вскрыше, а также при транспортных схемах разработки – двухмесячной производительности карьера в первый год эксплуатации;

- при круглогодовом режиме работы на вскрыше, а также при перевалке пород или при использовании консольных отвалообразователей – 15 суточной производительности карьера;

- при сезонном режиме работ на вскрыше готовые к выемке запасы должны обеспечивать работу карьера на весь период остановки вскрышных работ.

Угол откоса рабочего борта карьера не только характеризует положение его в пространстве, но и влияет на интенсивность разработки месторождения и величину эксплуатационного коэффициента вскрыши (К_т). При постоянной ширине рабочих площадок:

. (8.4)

С увеличением φ возрастает эксплуатационный коэффициент вскрыши К_т, и наоборот. Если φ = const, то К_т ≠ const, а при φ ≠ const K_т = const. Таким образом, изменяя высоту и ширину рабочих площадок, можно регулировать соотношение объемов вскрышных и добычных работ, а, следовательно, и годовые эксплуатационные расходы. Это обстоятельство учитывают при выборе h и П.

Длину экскаваторных блоков устанавливают исходя из создания определенного запаса взорванной горной массы, а также обеспечения наиболее высоких коэффициентов использования выемочно-погрузочных машин по горным и транспортным возможностям [25]. По условиям работы железнодорожного транспорта расстояние между смежными забоями должно быть в 2,5-3,0 раза больше длины поезда. Поэтому при многорядном короткозамедленном взрывании минимальная длина блоков составляет 300–600 м при железнодорожном и 200–400 м при автомобильном транспорте. Опыт работы карьеров Кривбасса доказал эффективность работы экскаваторов в комплексе с автосамосвалами в коротких блоках длиной 50–100 м [4].

Количество одновременно разрабатываемых добычных уступов на месторождениях сравнительно правильной формы можно рассчитать аналитически. При разработке горизонтальных и пологих залежей

n_o = h_в/h, (8.5)

здесь h_в – вертикальная мощность залежи, м.

Для продольных систем разработки в условиях наклонных и крутопадающих залежей величину n_о можно найти по формуле Э. К. Граудина [4]

, (8.6)

где m_р – горизонтальная мощность залежи, м; b_рт – ширина разрезной траншеи (ее учитывают, если подготовка горизонтов ведется по залежи), м; δ – угол падения залежи, град. Знак «плюс» в знаменателе – принимают при развитии работ от лежачего бока к висячему, знак «минус» – при развитии от висячего бока к лежачему.

При неправильной форме рудного тела n_o≠const. Если необходимо поддерживать в работе постоянное число добычных уступов, то варьируют ширину рабочих площадок и расстояние l_омежду траншейными забоями на смежных горизонтах (п. 7.5).

Для поперечных систем разработки [4]:

, (8.7)

где L_р – длина залежи по простиранию, м; b_рк – ширина разрезного котлована, м; П_g – ширина рабочей площадки по простиранию, м.

, (8.8)

здесь П_min – минимальная ширина рабочей площадки, учитывающая ширину развала, размещение транспортной полосы и буровых станков (обычно П_min = 60–80 м), м; Q_эг – годовая производительность добычного экскаватора, м³; n_б – количество добычных экскаваторов, работающих на одном уступе, ед.

n_б = m_р / l_б, (8.9)

здесь l_б – длина экскаваторного блока, м.

Длину добычного фронта работ находят, умножив длину фронта работ уступа L_ру на величину n_о. Аналогично устанавливают и длину вскрышного фронта. Окончательно их уточняют при составлении календарного плана горных работ.