Обоснование параметров технологии отработки вскрышных пород высокими уступами при транспортной системе разработки на угольных разрезах тема диссертации и автореферата по ВАК РФ 25.00.22, кандидат технических наук Баулин, Анатолий Васильевич

• Баулин, Анатолий Васильевич
• кандидат технических наук
• 2002

Оглавление диссертации кандидат технических наук Баулин, Анатолий Васильевич

ВВЕДЕНИЕ

ГЛАВА 1. АНАЛИЗ ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ РЕШЕНИЙ ПРИ ВЗРЫВАНИИ ВЫСОКИХ УСТУПОВ И ЭКСКАВАЦИИ ВЗОРВАННОЙ ГОРНОЙ МАССЫ

1.1. Анализ технологических решений, повышающих эффективность разработки угольных месторождений

1.2. Анализ технологии взрывных работ при взрывании высоких уступов

1.3. Методы расчета и проектирования массовых взрывов на дробление

1.4. Анализ процессов экскавации взорванной горной массы при взрывании высоких уступов

1.5. Постановка задачи

ГЛАВА 2. РАЗРАБОТКА ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ ПРЕДЛОЖЕНИЙ ПО

СНИЖЕНИЮ ОБЪЕМОВ ВСКРЫШНЫХ РАБОТ

2.1. Взаимосвязь текущих объемов вскрышных работ с горно- геологическими и горнотехническими параметрами разработки

2.2. Взаимосвязь угла откоса рабочего борта с параметрами отрабатываемых уступов

2.3. Обоснование типоразмеров экскавационного оборудования для разработки высоких уступов

ГЛАВА 3. МОДЕЛИРОВАНИЕ ПРОЦЕССА ДРОБЛЕНИЯ ВСКРЫШНЫХ ПОРОД СИСТЕМОЙ СКВАЖИННЫХ ЗАРЯДОВ

2.1. Моделирование процесса взрывного дробления вскрышных пород и формирования профиля развала

2.1.1. Моделирование процесса дробления твердой среды взрывом

2.1.2. Моделирование профиля развала взорванной горной массы

2.2. Выбор рационального типа ВВ и исследования его детонационных характеристик

ГЛАВА 4. РАЗРАБОТКА ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ ОСНОВ МЕТОДОВ ВЗРЫВАНИЯ ВЫСОКИХ УСТУПОВ

4.1. Основные технологические принципы построения схем взрывания

4.2. Отработка основных технологических параметров схем взрывания

4.3. Результаты опытно-промышленных испытаний схем взрывания

4.4. Использование простейших ВВ при взрывании высоких уступов

4.5. Исследование влияния конструкции заряда на эффективность дробления и разлет горной породы

ГЛАВА 5. ОЦЕНКА ЭКОНОМИЧЕСКОЙ ЭФФЕКТИВНОСТИ ОТРАБОТКИ ВСКРЫШНЫХ ПОРОД С ИСПОЛЬЗОВАНИЕМ ВЫСОКИХ УСТУПОВ и МАШИН НОВОГО КЛАССА

5.1. Расчет экономической выгоды от внедрения новой технологии разработки месторождения высокими уступами

5.2. Оценка эффективности применения новой технологии вскрышных работ для разреза «Нерюнгринский»

Введение диссертации (часть автореферата) на тему «Обоснование параметров технологии отработки вскрышных пород высокими уступами при транспортной системе разработки на угольных разрезах»

Прошедший десятилетний период реструктуризации угольной промышленности привел не только к существенному сокращению объема добычи угля открытым способом, но и к более глубокому отставанию фронта вскрышных работ, что негативно сказывается на показателях эффективности всего открытого способа добычи угля. В настоящее время перспективы выхода открытого способа добычи угля из кризиса, хотя и контурно, но просматриваются. Так «Энергетическая стратегия России» [1], утвержденная правительством РФ, предусматривает увеличение объемов добычи угля до 270-290 млн т, в 2005 г., до 300-340 млн т в 2010 г. и 340-400 млн т в 2020 г. с доведением доли открытого способа добычи до 75-80 %.

Отметим, что износ основного технологического оборудования, под которым понимается средневзвешенное процентное отношение его возраста к нормативному сроку службы составляет в настоящее время 75-80%. Согласно выработанным мировым опытом критериям пороговые значения износа основных производственных фондов составляют:

- предкризисное состояние - 50%; кризисное состояние - 60%.

Сопоставляя эти цифры с фактическим состоянием оборудования на разрезах можно видеть, что отрасль, с позиций своего технологического оборудования, находится в состоянии кризиса. Эту проблему, как наиболее значимую, сложную и капиталоемкую следует признать приоритетной. На ближайшем этапе развития отрасли эта проблема должна решаться как за счет замены изношенного оборудования, так и за счет модернизации и продления сроков эффективной эксплуатации находящихся в работе машин.

Развитие действующих угольных разрезов характеризуется ухудшением горнотехнической обстановки, связанной с уходом горных работ на глубину, возрастанием коэффициентов вскрыши, ограниченностью пространства угольных разрезов, а также «старением» оборудования и других производственных фондов. При неизменном уровне техники, технологии и организации горного производства неминуемо задалживание дополнительных материальных, финансовых и людских ресурсов, возрастание общих издержек производства, снижение объемов добычи, повышение себестоимости добываемого угля.

Актуальность проблемы. Наблюдаемая в настоящее время практически повсеместная диспропорция между фронтом вскрышных и объемом добычных работ, вызванная прошедшим периодом реструктуризации угольной промышленности, негативно сказывается на показателях эффективности открытого способа добычи угля. В то же время «Энергетическая стратегия России», утвержденная правительством РФ, предусматривает увеличение объемов добычи угля с преимущественным развитием открытого способа добычи. Естественно, что реализация намеченных рубежей потребует не только концентрации финансовых средств, но и качественно нового технического переоснащения парка горного и транспортного оборудования, а, следовательно, и разработки новых технологических решений, модернизирующих всю технологию открытого способа добычи с целью резкого повышения технико-экономических показателей.

Несмотря на то, что транспортная система разработки является превалирующей на угольных разрезах РФ (из 800 млн. м3 годового объема вскрышных пород на ее долю приходится 68%), она отличается определенным консерватизмом. В частности, на протяжении 30-40 лет высота уступа, основной элемент транспортной системы разработки, остается в пределах 10-15 м, не смотря на увеличение глубины разрезов в 3-4 раза, емкости ковша экскаватора в 5-10 раз, а объемов разрабатываемой горной массы в 4-5 раз, что является следствием технологической аксиомы: «высота уступа не должна быть больше высоты черпания». Одним из путей существенного улучшения технико-экономических показателей на разрезах является переход на отработку вскрыши высокими (до 30-35 м) уступами с применением нового выемочно-погрузочного оборудования.

Увеличение высоты уступа на разрезах позволит решить ряд принципиальных трудностей, не разрешимых в рамках традиционной технологии. Основное преимущество технологии отработки вскрыши высокими уступами заключается в возможности увеличения угла откоса рабочего борта разреза, снижения величины текущего коэффициента вскрыши, сокращения количества транспортных горизонтов и т.д.

В связи с этим тематическая направленность работы состоит в обосновании основных параметров технологии и разработке технических решений, направленных на сокращение объемов вскрышных работ, создание принципиально нового выемочно-погрузочного оборудования, снижение объемов вспомогательных работ и уменьшение производственных издержек.

Цель работы состоит в повышении эффективности транспортной системы разработки за счет сокращения объемов вскрышных работ путем увеличения общего угла наклона рабочего борта и снижения текущего коэффициента вскрыши, обеспечивающих существенное улучшение технико-экономических показателей разработки месторождений открытым способом.

Идея работы заключается в изменении технологии ведения вскрышных работ путем перехода на отработку вскрыши высокими уступами на основе разработанных и обоснованных технических и технологических решений, обеспечивающих эффективную и безопасную работу горно-транспортного оборудования.

Задачи исследований: разработать комплекс технологических решений, позволяющих усовершенствовать технологию ведения вскрышных работ при транспортной системе разработки, обеспечивающую более высокие технико-экономические показатели добычи полезного ископаемого; провести количественную оценку влияния угла откоса рабочего борта карьера на величину текущих объемов вскрышных работ с дифференцированным учетом взаимовлияния отдельных горно-геологических и горнотехнических условий разработки; разработать и обосновать технические предложения по повышению эффективности ведения выемочно-погрузочных работ и типоразмеры экскавационно-го оборудования, соответствующие новым технологическим решениям; разработать рациональные параметры БВР и обосновать экономически целесообразный ассортимент ВВ, позволяющих обеспечить качественное дробление горного массива и удобную для экскавирования форму развала; дать технико-экономическое обоснование новых технологических решений при разработке месторождения высокими уступами с использованием нового выемочно-погрузочного оборудования. Методы исследований: анализ и обобщение результатов экспериментальных и теоретических исследований по технологическим процессам открытой угледобычи; экспериментальное моделирование процессов взрывного разрушения твердой среды и формирования профиля развала; полигонные и опытно-промышленные испытания технологических схем взрывания и отработки вскрышных уступов с анализом данных маркшейдерских съемок, планиметрическими замерами и киносъемкой процессов развития взрыва; графо-аналитический анализ, методы математической статистики, стендовые и натурные эксперименты и испытания.

Основные научные положения, выносимые на защиту:

1. Снижение текущих объемов вскрышных работ при транспортных системах разработки наиболее целесообразно достигать за счет совокупного увеличения высоты отрабатываемых уступов и уменьшения ширины рабочих площадок, и, как следствие, увеличения угла откоса рабочего борта карьера.

2. Эффективное освоение технологии отработки вскрыши высокими уступами может быть достигнуто путем использования традиционных драглайнов с ковшами вместимостью 6-11 м3, оборудованных устройством для прицельной погрузки в транспортные сосуды, или, что более эффективно путем применения нового типа выемочно-погрузочного оборудования - экскаватора-кранлайна с ковшами вместимостью до 20-25 м3.

3. Для обеспечения минимальной ширины развала взорванной горной массы взрывание высоких уступов должно производиться скважинными зарядами,

-7С0 расположенными параллельно уступу с углом наклона 75 к вертикали, при ширине подпорной стенки, большей или равной трем значениям линии наименьшего сопротивления.

Достоверность и обоснованность научных положений, выводов и рекомендаций подтверждается: корректностью постановки задач исследований; использованием для решения поставленных задач апробированных методов исследований, физического моделирования процессов, методов математической статистики с обработкой экспериментальных данных на ПЭВМ; положительными результатами практической проверки в производственных условиях результатов расчетов и аналитических исследований; представительным объемом результатов модельных, полигонных и производственных экспериментов, подтвержденных удовлетворительной сходимостью данных теоретических расчетов и натурных измерений. Научная новизна работы заключается в следующем: дана количественная оценка влияния угла откоса рабочего борта карьера на текущие объемы вскрышных работ с дифференцированным учетом взаимовлияния отдельных горнотехнических условий применительно к отработке вскрыши высокими уступами; получены аналитические зависимости и разработана методика определения рациональных параметров технологических схем отработки вскрышных пород высокими уступами; дано технологическое обоснование параметров нового экскавационного оборудования для отработки высоких уступов при транспортной системе разработки; экспериментально получены основные закономерности разрушения твердой среды и формирования развала взорванной горной массы при взрывании высоких уступов на подпорную стенку.

Практическое значение диссертации заключается: в обосновании основных параметров технологии ведения вскрышных работ в зависимости от угла откоса рабочего борта карьера, высоты уступа и других определяющих их факторов; в разработке и обосновании технологических схем и параметров ввода в эксплуатацию новой выемочно-погрузочной машины типа кранлайн при техническом перевооружении действующих разрезов; в разработке технических решений по конструктивным элементам устройства для прицельной погрузки и ковша экскаватора при переходе на отработку высоких уступов с использованием экскаваторов -драглайнов; в разработке рациональных схем взрывания высоких уступов и методики расчета параметров БВР при взрывании высоких уступов в период реконструкции рабочего борта и дальнейшей эксплуатации; в определении основных технологических параметров простейших взрывчатых смесей типа гранулитов УП и влияния их рецептуры на эффективность взрывных работ.

Реализация результатов работьг Результаты проведенных исследований были использованы: при разработке «Концепции развития открытого способа добычи угля в Российской Федерации до 2010 г.»; при разработке «Технических требований на создание выемочно- погрузочных драглайнов (кранлайнов) с ковшами вместимостью 6-11 м3 и 20-25 м3»; при разработке технических условий «Вещества взрывчатые промышленные Гранулиты УП» и соответствующих регламентов технологических процессов изготовления гранулитов УП; при создании экспериментального образца устройства прицельной погрузки для экскаватора ЭШ-10.70 и при проведении его испытаний на разрезе «Утаковский» ОАО «Тулауголь»; при разработке методики и проведении опытно-промышленной проверки технологии отработки вскрышных уступов высотой до 30 м. Апробация работы. Основные результаты работы в период выполнения докладывались на: III Международной конференции по буровзрывным работам ( Москва, 1997), Научном симпозиуме «Неделя горняка-2001», Научном симпозиуме «Неделя горняка-2002», научных семинарах ННЦ ГП-ИГД им. А.А. Ско-чинского и НТС ПО «Якутуголь».

Заключение диссертации по теме «Геотехнология(подземная, открытая и строительная)», Баулин, Анатолий Васильевич

выводы:

1. Предложенная методика экспериментальных исследований позволила изучить закономерности в формировании профиля развала и механического эффекта дробления взрываемой твердой среды. 3 6

2. Показано, что при взрывании в жестко зажатой среде и при наличии одной свободной поверхности распределение гранулометрического состава существенно различаются. Определены линейные размеры компенсационного пространства, при котором взрывание в стесненных и свободных условиях совпадают по распределению грансостава.

3. Определено, что минимальный диаметр среднего куска, при дроблении твердой среды в стесненных условиях расширения взорванной массы, соответствует смещению ограничивающей разлет жесткой границы в пределах 1,5 диаметра среднего куска.

4. Выявлены основные особенности влияния ширины подпорной стенки на процесс формирования профиля развала. Определены минимальные размеры ширины подпорной стенки, при которых практически не наблюдается увеличение ширины развала взорванной горной массы и равных или больших 3-м размерам линии наименьшего сопротивления.

5. Определены основные технологические параметры (сыпучесть, стабильность, работоспособность и др.) простейших взрывчатых смесей, на основе аммиачной селитры, типа гранулитов УП и влияние их рецептуры на эффективность взрывных работ.

ГЛАВА 4. РАЗРАБОТКА ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ ОСНОВ МЕТОДОВ ВЗРЫВАНИЯ ВЫСОКИХ УСТУПОВ

4.1. Основные технологические принципы построения схем взрывания

Необходимость перехода на технологию отработки высоких уступов (30-35 м) определяется либо большой концентрацией горно-транспортного оборудования на коротком фронте (разрез Нерюнгринский), либо необходимостью повышения технико-экономических показателей добычи угля за счет снижения объемов вскрышных работ и текущего коэффициента вскрыши.

Следовательно, переход на технологию взрывания высоких уступов имеет два четко выраженных аспекта: при существующем погрузочно- транспортном оборудовании осуществить переход на отработку высоких уступов, обеспечивая необходимую высоту развала взорванной горной массы для безопасной работы экскаватора, либо осуществить переход, рассчитывая на экскавационную технику нового поколения, не имеющей строгих ограничений по высоте черпания, но при минимальных размерах рабочих площадок, определяющих текущий коэффициент вскрыши.

Отсюда вытекают две основные задачи для разработки технологии взрывания высоких уступов:

- разработать схемы взрывания и методы расчета параметров БВР, позволяющие обеспечивать заданную высоту развала при минимальной его ширине;

- разработать схемы взрывания и методы расчета параметров БВР, обеспечивающих заданную ширину развала при качественном дроблении взорванной горной массы.

Из поставленных задач вытекают и основные технологические решения построения схем взрывания высоких уступов.

Понижение высоты развала взорванной горной массы

Переход на технологию отработки высокими уступами на действующих предприятиях непосредственно связан с процессом сдваивания 15-ти метровых уступов. Учитывая, что высота развала взорванной горной массы не должна превышать 18 м, очевидна необходимость увеличения ширины развала, причем нижний 15-ти метровый уступ должен быть перемещен на расстояние А и k

L, = 2 У Р2 А /60Ч

1 кНд 2 У J где А2 - ширина заходки по второму верхнему уступу; Ну - высота уступа, равная для нижнего и верхнего уступа 15-ти метрам; кГ2 - коэфициент разрыхления сдвоенного уступа; к коэфициент формы развала, равный 0,8; Нл - допустимая высота развала, равная 18-ти метрам. Если принять ширину заходки 20 м. а коэффициент разрыхления 1,3, то из геометрической зависимости получим дальность перемещения нижнего уступа, равную 34 - 35 м. Расстояние, на которое должна быть перемещена взорванная масса нижнего уступа превышает двойную высоту уступа и поэтому схемы ее взрывания должны соответствовать схемам взрывания при взрывах на сброс, где основная задача состоит в увеличении дальности перемещения [57]. Отметим некоторые основные моменты, характеризующие процесс взрывного перемещения, которые надо учитывать:

- как было показано при лабораторном моделировании, головная часть профиля развала формируется под действием 1-го и 2-го рядов, поэтому, при разработке схем взрывания необходимо ширину заходки ограничить 2-3 рядами скважин, обеспечивающих необходимую дальность перемещения;

- учитывая, что при формировании развала взорванной горной массы первый ряд дает вклад порядка 85%, оптимальное расстояние от бровки уступа до первого ряда скважин, для различных по мощности ВВ, целесообразно принять в интервале (25 - 30)d, где d- диаметр заряда;

- для сообщения головной части взрываемого уступа (от бровки уступа до первого ряда скважин) максимальной кинетической энергии, в первом ряду скважин использовать плоскую систему заряда с учетом, что максимальное расстояние для системы плоского заряда между скважинами в ряду должно быть в пределах Ьшх < (7-9)d; если угол откоса нижнего уступа меньше 75° к горизонту, то для улучшения качества проработки подошвы уступа предлагается бурить во взрываемом блоке, между первым основным рядом скважин и уступом, дополнительный ряд скважин, параллельно скважинам основного ряда. При размещении заряда в дополнительных скважинах их высота не должна превышать величины: W (61) з Ч„ где hl - средняя высота заряжания плоского заряда; Wn2 и Wn] - линии сопротивления по подошве уступа, соответственно, для дополнительного и основного ряда;

- если, при проведении опытно-промышленного взрыва, высота развала окажется выше допустимой, то в первом ряду верхнего уступа необходимо использовать систему плоского заряда.

Таким образом, для регулировании высоты развала взорванной горной массы при сдваивании уступов и традиционном экскаваторном оборудовании существуют технологические рычаги для понижения высоты развала.

Снижение ширины развала взорванной горной массы

Как было показано средствами моделирования при взрывании в зажатой среде качество дробления твердой среды снижается, по сравнению с взрывом в условиях свободной поверхности. С целью повышения степени дробления возможны два варианта:

- увеличение удельного расхода ВВ;

- использование рациональной конструкции заряда и активной забойки.

Первый путь традиционный и может быть оправдан, если используемое ВВ является простейшим по составу и, следовательно, имеет не высокую стоимость. С целью компенсации недостаточно свободных условий расширения среды, как показывают модельные эксперименты, требуется увеличение удельного расхода ВВ на 15-20% по сравнению со взрывом при свободном расширении разрушаемой породы. Наиболее эффективным решением проблемы является использование, для улучшения качества дробления горных пород, зарядов рациональной конструкции, позволяющих снизить удельный расход ВВ при сохранении качества дробления взорванной горной массы. В качестве наиболее приемлемых конструкций можно указать заряды с воздушными промежутками, многоточечным инициированием, водными и водно-воздушными промежутками, с активной забойкой и др. Выбор их производится с учетом наличия средств реализации и геологических условий.

Вопрос о коэффициенте разрыхления менее изучен как теоретически, так и экспериментально, хотя его влияние на технические показатели производительности горно-транспортного оборудования достаточно велико. При взрывании в условиях ограниченных смещений горного массива, естественно ожидать, что его значения будут близки к единице. Действительно, попытки теоретической оценки, предпринятой в работе [58], показали, что его величину можно оценить из выражения кп =

0,5 +

0,5 + 0,2 Н

IV] (. уН Л 2

С-ун. где W - сопротивление по подошве для скважин первого ряда, м; Н - высота уступа, м; у - объемный вес, кг/м ; С, - удельное сопротивление уплотнению, кг/м ; v - скорость перемещения центра тяжести отбиваемого слоя, м/с; ф - коэффициент трения движения.

Уравнение показывает, что при отбойке в условиях зажима коэффициент разрыхления не зависит от числа одновременно взрываемых рядов, что понятно, т.к. на развал, по существу, основное действие оказывает массив пород, раздробленный первым рядом зарядов. Рассмотрим, для примера, карьер Ингулец-кого ГОКа, где взрывались сдвоенные уступы высотой 16 м, сложенные породами с f = 8 - 16 и сопротивлением по первому ряду скважин 9 - 12 м, расстоянием между скважинами 9 м и рядами скважин 8 - 9 м. Получено значение кр = 1,04. Отметим, что непосредственные замеры на карьере коэффициента разрыхления [59] дают значения близкие к теоретическим к = 1,04 + 1,08.

Следовательно, при взрывании массива, ограниченного жесткими или стесненными условиями, коэффициент разрыхления близок к минимальному значению и диапазон его изменения относительно невелик. С целью улучшения качества дробления взрываемого массива и увеличения коэффициента разрыхления предлагается схема взрывания, показанная на рис. 35.

Рис. 35. Схема расположения скважин при взрывании в условиях зажима. Идея предлагаемой схемы достаточно очевидна, ибо в условиях зажима единственной степенью свободы взрываемый блок может обладать только в вертикальном направлении. При одновременном инициировании скрещивающихся скважин суммарный вектор скорости будет направлен вертикально вверх, а следовательно и смещение породы будет происходить в вертикальном направлении. Разлет кусков породы в направлениях, близких к вертикальным, как будет показано ниже, не увеличивает существенно ширину развала и не нарушает технологический процесс экскавации. Применение схемы взрывания со скрещенными скважинами позволяет повысить степень дробления взрываемого массива и увеличить коэффициент разрыхления. Одним из определяющих параметров в предлагаемой схеме взрывания является расстояние между скважинами на кровле пласта, которое должно быть равно Ьшх < (7 - 9)d .

4.2. Отработка основных технологических параметров схем взрывания Параметры буровзрывных работ, которые отрабатывались на разрезе «Не-рюнгринский» при взрывании высоких уступов и традиционных экскаваторах должны обеспечивать не только необходимую конфигурацию и параметры развала, но и равномерное дробление и условия безопасной работы экскаватора.

Основные исходные данные включают:

- коэффициент крепости по М.М. Протодьяконову f = 4 - 10;

- объемный вес пород - (2,4-2,7) 104 н / м3;

- категории пород по взрываемости: легко, средне и трудновзрываемые;

- ширина заходки по целику - А = 25 - 30 м;

- диаметр скважин - d с = 245, 320 мм;

- угол наклона скважин к горизонту - 75 - 90°;

- количество рядов скважин п = 3-4 шт.

Все перечисленные факторы, с учетом выбора рациональных схем инициирования и типов ВВ, должны обеспечивать следующие технологические параметры развала и качества дробления взорванной горной массы:

- максимальная высота развала не должна превышать 18 м;

- профиль развала уступа высотой 30 м должен быть единым с нижележащим уступом высотой 15 м;

- дробление массива должно обеспечивать диаметр среднего условного куска экскавируемой горной массы 0,5-0,55 м, а средний выход негабарита размером 1,2 м не должен превышать 3 %;

- коэффициент разрыхления взорванной горной массы не менее 1,3;

- суммарный объем взрываемых блоков не менее 700 - 1000 тыс. м3.

Учитывая, что в условиях действующего разреза невозможно перейти на отработку уступов высотой 30 м повсеместно, было принято решение о первоначальном эксперименте с технологической схемой разработки смежных уступов высотой 30 м и 15 м с каскадным взрыванием. По предложенной технологии взорванные каскадным методом уступы, высотой 30 и 15 м, разрабатываются с одного фланга группой из трех экскаваторов, при этом два экскаватора работают на концентрационном и один на транспортном горизонтах, как показано на рис.36.

Рис. 36. Технологическая схема разработки с каскадным взрыванием.

Экскавация взорванной горной массы на концентрационном горизонте, в районе контакта с уступом высотой 15 м, выполняется опережающей заходкой № 1 нормальной ширины 42 м, обеспечивающей условия для маневров автосамосвалов. После прохода заходки № 1 на всю длину блока экскаватор переходит на заходку № 2 и встречным забоем выполняет нарезку скользящего съезда на границе блока. Разработка оставшихся вскрышных пород для заходки № 3, производится по технологическим схемам с продольно- поперечными экскаваторными ходами.

Как показал эксперимент, при 3 - 4-х рядном взрывании 30-ти метровых уступов коэффициент разрыхления в развале больше, чем при многорядном взрывании уступов высотой 15 м, в результате чего улучшается сыпучесть взорванных пород, создаются условия для разработки забоев высотой 18 м и повышается производительность экскаваторов за счет следующих факторов:

- увеличения объема взрываемого блока в два раза, что позволяет производить один взрыв в месяц;

- сокращения простоев экскаватора из-за взрывных работ в два раза;

- организации работы комплексных бригад в составе трех экскаваторов на смежных уступах высотой 30 и 15 м, взрываемых каскадным методом, что сокращает ширину рабочих площадок;

- увеличения средней высоты развала взорванной горной массы за счет создания единого профиля взрываемых уступов высотой 30 и 15 м;

- сокращения средней ширины рабочих площадок, что увеличивает угол рабочего борта разреза и сокращает текущий объем вскрыши.

В результате расчета основных параметров технологических схем, приведенных в приложении 1, для промышленного эксперимента было предложено следующее сочетание элементов:

- верхние уступы высотой 15 м взрываются с шириной заходки 30 м;

- средние уступы с высотой 15 и 30 м с шириной заходки 28 м;

- нижние уступы высотой 30 м с шириной заходки 18 м.

Графически технологические схемы представлены на рис. 37. При испытании данной технологической схемы из-за организационных сбоев не удалось в полной степени оценить эффективность высоких уступов, что связано с несоответствием ширины рабочей площадки концентрационного горизонта расчетному значению. При опережающем подвигании экскаватора № 1 на границе рабочей площадки, с широкой заходкой (42 м), сдерживалось подвигание экскаватора № 3 у основания уступа. Кроме того, малый объем оставшейся горной массы не позволял применить разработку его поперечными заходками.

Рис. 37. Технологические схемы разработки вскрышных уступов высотой

30 и 15 м.

Эксперимент показал, что дробление массива и коэффициент разрыхления выше, чем при взрывании уступов высотой 15 м. Параметры развала были близки к расчетным, но применение скважин 320 мм не обеспечивает допустимую высоту развала по плоскости формируемого откоса уступа, т.к. на границе заходки высота развала достигала высоты уступа, что показано на рис. 38

А =гв,э

Площадь превышения допустимой Высоты развала

-Lp pocv.

Рис. 38. Профили развала при взрывании уступов высотой 30 м.

С целью увеличения дальности перемещения приконтурной зоны и обнажения верхней части уступа использовался дополнительный контурный ряд полускважин глубиной до 15 м с тем же диаметром скважин. Схема взрывания с дополнительным рядом представлена на рис. 39

Рис. 39. Схема взрывания с дополнительным контурным рядом.

В виду того, что основные скважины рыхления и контурного ряда бурились с равным углом наклона, ожидаемого результата получить не удалось. Это объясняется тем, что при бурении скважин контурного ряда, параллельно скважинам отбойного ряда, воздействие их на массив остается как у отбойных, только на меньшую глубину. Это становится понятным, если учесть наши результаты модельных экспериментов, а именно задние ряды при взрывании не могут существенно влиять на процесс формирования профиля развала.

Вследствие того, что при сдваивании уступов высотой 15 м, создавался не постоянный угол откоса уступа высотой 30 м и контур его был криволинейным, то ширина буровзрывной заходки так же была не постоянной и значения ее изменялись от 25 до 36 м. По результатам маркшейдерских съемок параметров сетки скважин, линейных характеристик уступа и профиля развала взорванной горной массы параметры и показатели буровзрывных работ обобщены для различных значений ширины заходки в табл. 14.

ЗАКЛЮЧЕНИЕ

В диссертации на основе теоретических и экспериментальных исследований изложены научно обоснованные технические и технологические решения по повышению эффективности транспортной системы разработки при открытом способе добычи полезных ископаемых, обеспечивающих сокращение текущих объемов вскрышных работ путем повышения высот отрабатываемых вскрышных уступов и увеличения углов откоса рабочего борта, внедрение которых вносит значительный вклад в ускорение научно-технического прогресса в горнодобывающих отраслях промышленности.

Основные научные и практические результаты выполненных исследований заключаются в следующем:

1. Установлено, что основным резервом повышения эффективности технологии ведения вскрышных работ является сокращение их текущих объемов за счет увеличения (до 30-35 м) высот разрабатываемых вскрышных уступов и увеличения угла откоса рабочего борта до 22-25°.

2. Разработана расчетная схема отработки вскрышной зоны, на основе которой получены аналитические зависимости, связывающие между собой заданные и получаемые параметры горных работ для трех характерных периодов их развития: строительство разрезной траншеи, перестройки рабочего борта и нормальной эксплуатации.

3. Показано, что увеличение угла откоса рабочего борта приводит к значительному снижению этих объемов на всех стадиях развития горного производства. Применительно к усредненным реальным горно-геологическим условиям угольных разрезов при изменении угла откоса рабочего борта от 15 до 23-25° это снижение составляет: при строительстве разрезной траншеи (горно- капитальные работы) в 1,5-1,7 раза; при перестройке рабочего борта на действующих разрезах в 2,0-2,5 раза; в период последующей эксплуатации на 30-40%.

4. Получены аналитические зависимости, позволяющие определять параметры рабочих площадок, в том числе ширину подпорного буфера. На основе проведенного анализа сделан вывод, что наиболее эффективным является диапазон высот уступов в пределах 25-35 м, при которых обеспечивается возможность формирования рабочего борта с углом откоса 22-25°.

5. Проведен анализ различных типов одноковшовых экскаваторов, применяемых на открытых горных работах, и показано, что они не в состоянии обеспечить возможность реализации наиболее эффективных параметров горных работ и снижения текущих объемов вскрыши при транспортных системах разработки. Предлагается использование нового типа экскавационного оборудования, сочетающего в себе достоинства как карьерных одноковшовых экскаваторов, так и экскаваторов драглайнов, получившего название «кранлайна».

6. Обоснованы параметры и разработаны технические требования на погрузочные драглайны универсального и специализированного назначения, с вме

•у стимостью ковша от 6-11 до 20-25 м и глубиной черпания от 22-25 до 30-35 м, обеспечивающих возможность широкомасштабного внедрения новых технологических схем в различных горнотехнических условиях. При этом увеличение высоты уступа с 15 до 30 м с отработкой его нижним черпанием позволяет сократить длину транспортировки вскрышных пород на 0,5-0,6 км и протяженность забойных дорог на 45-50%.

7. Показано, что одним из решающих технологических факторов, определяющих возможность эффективной отработки высоких уступов, является буровзрывная подготовка горного массива. На базе результатов модельных и производственных экспериментов обоснованы параметры буровзрывных работ при отработке высоких уступов, обеспечивающих минимизацию значений ширины рабочих площадок и грансостава взорванной горной массы. Определены минимальные размеры ширины подпорной стенки, при которых практически не наблюдается увеличение ширины развала взорванной горной массы и равных или больших 3 размерам JIHC.

8. Показано, что при взрывании в жестко зажатой среде и при наличии одной свободной поверхности распределение гранулометрического состава существенно различаются. Определены линейные размеры компенсационного пространства, при котором взрывание в стесненных и свободных условиях практически совпадают по распределению гранулометрического состава.

9. Разработаны технологические схемы отработки вскрыши высокими уступами и определены основные показатели вскрышных работ в зависимости от угла откоса рабочего борта и определяющих их факторов.

10. Предложенные и обоснованные новые технические решения и методика выбора их основных параметров, конкретизированы к отработке вскрышной зоны Восточного крыла разреза «Нерюнгринский» ГУП «Якутуголь». Их реализация позволяет снизить объем вскрышных работ в период перестройки борта на 20,4 млн. м3 (в 2,3 раза) и в период дальнейшей эксплуатации ежегодно на 6 млн. м3 (в 1,4 раза), при снижении себестоимости вскрышных работ на 2025%. Суммарная экономия средств при внедрении новой технологии за период перестройки и первых двух лет эксплуатации составляет 560 млн. руб.

Список литературы диссертационного исследования кандидат технических наук Баулин, Анатолий Васильевич, 2002 год

1. Энергетическая стратегия РФ // «Энергоэффективная экономика» на 20022005 годы и на перспективу до 2010 года.

2. Концепция развития открытого способа добычи угля в Российской Федерации до 2010 г. (аспекты научно-технического прогресса) // (под редакцией Б.Г. Алешина). М., 1995, с. 135.

3. Мосинец В.Н. Современное состояние и перспективы развития технологии и методов производства взрывных работ на карьерах // Сб. Взрывное дело, М., «Недра», № 89/46, 1986, с. 100-109.

4. Потапов А.И., Усик И.Н. Опыт дробления горных пород при взрывании спаренных уступов на рудниках ЮГОКа // Сб. Взрывное дело, М., «Недра», № 53/10, 1963, с. 156-163.

5. Овсянников А.И. Некоторые особенности отбойки руды в зажиме // Сб. Взрывное дело, М., «Недра», № 51/8, 1963, с. 273-280.

6. Друкованый М.Ф., Комир В.М., Кузнецов В.М. Действие взрыва в горных породах // Киев, «Наукова Думка», 1973, с. 182.

7. Друкованый М.Ф., Эфремов Э.И., Ильин В.И. Буровзрывные работы на карьерах // М., «Недра», 1969.

8. Мельников Н.В., Марченко JI.H. Энергия взрыва и конструкция заряда // М., «Недра», 1964, с. 138.

9. Мельников Н.В., Марченко Л.Н., Жариков И.Ф., Сеинов Н.П. Метод улучшения дробления пород взрывом // ФТПРПИ, Наука, 1979, № 6, с. 32-42.

10. Мосинец В.Н., Рубцов С.К. Технология взрывания рудных уступов с сохранением геологической структуры //М., Горный журнал, № 12, 2001. с. 33-38.

11. Мосинец В.Н., Абрамов А.В. Разрушение трещиноватых и нарушенных горных пород // М., «Недра», 1982.

12. Друкованный М.Ф. Методы управления взрывом на карьерах // М., «Недра», 1973.

13. Репин Н.Я. Подготовка и экскавация вскрышных пород угольных разрезов//, Недра, 1978, с.256.

14. Фугзан М.М., Шамонин В.А. Зависимость прочностных свойств и обогати-мости руды от параметров взрывной нагрузки при отбойке железистых кварцитов //ФТПРПИ, № 39, 1983, с. 99-102.

15. Разрушение горных пород энергией взрыва.//Под ред. Э.И. Ефремова. Киев, Наук, думка, 1987, с. 264.

16. Кучерявый Ф.И., Зуева Л.В., Кривцов Н.В. О механизме разрушения блочных массивов // Горный журнал, № 6, 1983, с. 58-63.

17. П.Демидюк Г.П., Викторов С.Д., Фугзан М.М. Влияние взрывного нагружения на эффективность последующих этапов обогащения // Сб. Взрывное дело, М., «Недра», № 89/46, 1986, с. 116-121.

18. Туринцев Ю.И., Зобнин В.И., Леонтьев В.П., Селиверстов А.И. Исследование влияния угла наклона взрывных скважин на деформирование массива горных пород // Известие вузов-Горный журнал, № 11, 1979, с. 30-32.

19. Сорокин В.Т. Ширина развала отбитой взрывом горной массы //Горный журнал, № 11, 1981, с. 88-90.

20. Глускин Л.И., Корсаков П.Ф., Кожевников А.А. Буровзрывные работы на карьерах нерудной промышленности //М., Недра, 1978, с. 165.

21. Bauer A., Workman J., Crosby W. Principles and Applications of Displacing Overburden in Strip Mines by Explosives Casting // AJME. 1983, v. 10, p. 19-21.

22. Типовые технологические схемы ведения горных работ на угольных разрезах // М. Недра, 1982, с. 405.

23. Fraencol К. Factors influencing blasting resalts. // Manuel on Rock Blasting. Atlas Diesel and S. I. Sweden, 1982, v. 1, p. 15.

24. Барон В.Л., Кантор B.X. Техниеа и технология взрывных работ в США // М., «Недра», 1989, с. 375.

25. Chironis N.P. Blasting Succeds at Multi-Seam Western Mine // Coal Age, v. 11, 1985, p. 55-58.

26. Падуков В.А., Антоненко В.А., Подозерский Д.С. Разрушение горных пород при ударе и взрыве // JI., «Наука», 1971.

27. Падуков В.А., Маляров И.П., Минченков А.В. Влияние параметров подпорной стенки на дробящее и сейсмическое действие взрыва скважинныъх зарядов // Сб. Взрывное дело, М., «Недра», № 89/46, 1986, с. 145-150.

28. Друкованный М.Ф., Петряшин Л.Ф., Кравцов B.C., Мячина Н.И. Влияние типа ВВ на интенсивность дробления при взрывной отбойке гранитов // Сб. Взрывное дело, М., «Недра», № 62/19, 1967, с. 175-184.

29. Ляхов Г.М., Коваленко В.А., Коваленко Е.А. Определение эффективности применения различных ВВ в плотных средах //ФГВ, 1980, № 1, с. 126-132.

30. Савицкий Е.В. Обоснование технологических параметров разработки глубоких железорудных карьеров высокими уступами // Автореф. канд. дис-серт. М., 1996, с. 16.

31. Ржевский В.В. Открытые горные работы. Ч. 1,2. // М., Недра, 1985.

32. Сеинов Н.П., Самородов Ю.П., Баулин А.В. Принципиальные технологические схемы применения экскаваторов нового типа кранлайнов // Научн. сообщ., ИГД им. А.А. Скочинского, 2001, вып. 320, с. 17-27.

33. Беляков Ю.И. Проектирование экскаваторных работ // М., Недра, 1983, с.349.

34. Деревяшкин И.В., Фидель Р.А., Корчагин С.Е. Строительство мощных железорудных карьеров // М., РУДН, 1998, с. 196.

35. Открытые горные работы: Справочник // М., Горное бюро, 1994.

36. Баулин А.В., Бабенко О.Б., Белинкин А.А. Освоение Эльгинского каменноугольного месторождения // М., Уголь, № 1, 2002, с 22-25.

37. Трубецкой К.Н., Сеинов Н.П., Шендеров А.И. Снижение текущего коэффициента вскрыши // М., Открытые горные работы, № 2, 2000, с 7-13.

38. Самородов Ю.П., Шендеров А.И., Баулин А.В. Использование драглайнов с прицельной погрузкой в комбинированных технологических схемах // Горный информационно-аналитический сборник, М., 2002, (в печати).

39. Патент РФ № 2081323. Способ погрузки горной массы драглайном в средства транспорта // Баулин А.В., Сеинов Н.П., Мордухович И.Л. и др. опубл. 10.04.7. Бюл. № 16, 1997, с. 173.

40. Патент РФ № 2078877. Ковш экскаватора-драглайна // Баулин А.В., Сеинов Н.П., Самородов Ю.П. и др. опубл. Бюл. № 13, 1997, с. 126.

41. Механический эффект подземного взрыва //Родионов В.Н., Адушкин В.В., Костюченко В.Н. и др. М., «Недра», 1971.

42. Родионов В.Н., Сизов И.А., Цветков В.М. Основы геомеханики // М., «Не дра»,1986, с. 299.

43. Адушкин А.А., Перник J1.M. Моделирование крупномасштабных взрывов //В сб. Механическое действие взрыва, М., ИДГ РАН, 1994, с.365-387.

44. Типовые технологические схемы ведения горных работ на угольных раз резах // М., Недра, 1982, с. 405.

45. Буровзрывные работы на угольных разрезах // Под ред. Н.Я. Репина.- М.: Недра, 1987, с. 254.

46. Жариков И.Ф., Баулин А.В. Экспериментальное моделирование взрывного перемещения вскрышных пород. М. Сб. «Взрывное дело», № 93 / 50, 2001, с 62-73.

47. Жариков И.Ф. Повышение эффективности бестранспортной системы раз работки. М., 1989, с. 59.

48. Демидюк Г.П. О механизме действия взрыва и свойствах взрывчатых ве ществ // Сб. Взрывное дело, № 45/2, 1960, с. 20-36.

49. Исследование взаимосвязи состава и физико-химических свойств моди фицированного игданита с его взрывчатыми характеристиками // Егупов А.А. и др. в кн.: Сб. науч. трудов ВНИИ-1, Магадан, 1981, с. 79-84.

50. Самойлов В.И., Жученко Е.И., Евменова Е.М. Разработка и промышленные испытания игданита с улучшенной стабильностью состава // Колыма, 1983, №5, с.30-33.

51. Гофман М.В. Прикладная химия твердого топлива // М., 1963, с.588.

52. Зенков Р.Л., Гриневич Г.П., Исаев B.C. Бункерные устройства // М., Машиностроение, 1977, с 223.

53. Дубнов Л.В., Бахаревич Н.С., Романов А.И. Промышленные взрывчатые вещества // М., Недра, 2-е изд., 1982, с. 327.

54. Жученко Е.И. Управление взрывным разрушением сложноструктурных горных пород при использовании гетерогенных простейших ВВ на разрезах Севера // Докторск. диссерт., М., 1990, с. 347.

55. Кравцов B.C., Темкин В. Я., Щеленок В.В. Определение кинетической энергии горной массы при взрывной отбойке // Процесс разрушения горных пород, Киев, Наук. Думка, 1982, с. 73-78.

56. Кутузов Б.Н., Авдеев А.Ф. Процесс соударения отдельностей в массиве горных пород при взрыве зарядов ВВ // Комплексные исследования физических свойств горных пород и процессов, М., МГИ, 1981, с. 43-46.

57. И.Ф.Жариков. Энергосберегающие технологии ведения взрывных работ на разрезах//Взрывное дело, М. 1998, № 91/48, с. 191-196.

58. Бурлуцкий Б.Д. Метод расчета коэффициента разрыхления при взрывной отбойке в условиях зажима // Сб. Взрывное дело, М., Недра, № 62/19, 1976, с. 132- 140.

59. Алексеев Ф.К., Мордовец С.Н. Малый И.С. Ведение буровзрывных работ спаренными уступами на карьере Ингулецкого горнообогатительного комбината // Сб. Взрывное дело, М., «Недра», № 54/11, 1964.

60. Методические указания по количественной оценке кусковатости взорванной горной массы // М., ИГД им. А.А. Скочинского, 1983, с. 80.

61. Кочубей И.И., Пазынич А.Ю. Повышение эффективности буровзрывных работ на разрезе «Нерюнгринский» // М., Уголь, № 2, 1999, с.33-35.

62. Жариков И.Ф. Повышение эффективности дробления горных пород взрывом // Науч. сообщ., ИГД им. А.А. Скочинского, М., 1984, вып. 226, с. 9-16.

63. Мельников Н.В., Марченко Л.Н., Жариков И.Ф., Сеинов Н.П. Метод улучшения дробления пород взрывом // ФТПРПИ, № 6, 1979, с. 32 42.

64. Сеинов Н.П., Жариков И.Ф. Ведение взрывных работ на угольных разрезах // М, ИГД им. А.А. Скочинского, 1984, с. 28.

65. Типовые технологические схемы ведения горных работ на угольных разрезах//М., Недра, 1982.

66. Н.П.Сеинов, И.Ф.Жариков, Б.С.Валиев Об эффективности применения активной забойки // Сб. Взрывное дело, М., «Недра», № 71/28, 1971, с. 134-139

67. Трубецкой К.Н., Сеинов Н.П., Шендеров А.И. Снижение текущего коэффициента вскрыши // М., Открытые горные работы, № 2, 2000, с 7-13.

68. Трубецкой К.Н., Домбровский А.Н., Сидоренко И.А., Сеинов Н.П. Задачи технического переоснащения открытых разработок на базе применения оборудования XXI века кранлайнов // Горный информационно-аналитический бюллетень, М., МГГУ, № 8, 2001, с. 181-185.

69. Жариков И.Ф., Баулин А.В. Эффективность дробления высоких уступов // Научн. сообщ., ИГД им. А.А. Скочинского, 2002, вып. 321, с. 63-69.

70. Баулин А.В. Оценка эффективности применения технологии вскрышных работ с применением погрузочных драглайнов (кранлайнов) // Деп. в ННЦ ГП-ИГД им. А.А. Скочинского, вып. № , 2001, с. 10.

71. Трубецкой К.Н., Сеинов Н.П., Киселев Н.А., Сидоренко И.А. Кранлайны -техника открытых горных работ XXI века // Уголь, № 11, 1999, с. 46-49.