открытых горных работ

где s_сж - сопротивление пород одноосному сжатию, МПа.

В высшей степени крепкие (плотные кварциты и базальты) имеют наибольшее значение коэффициента крепости - 20. Плывуны, болотистый грунт, разжиженный лёсс - наименьшее (0, 3).

Довольно мягкие породы хорошо разрушаются резанием и могут размываться струей воды под большим давлением.

Породы средней крепости режутся с трудом, для их отделе­ния от массива требуется применение буровзрывных работ. В крепких породах отбойку ведут буровзрывным способом.

Большое влияние на устойчивость рудного массива и вме­щающих пород оказывают трещиноватость и вязкость. От строения и крепости руды зависят крупность и количе­ственное соотношение отбитых кусков (кусковатость).

Характеристика отбитой руды по процентному содержанию в ней кусков различных размеров выражается гранулометрическим составом: 0—100 мм —рудная мелочь; 100—300 мм —ру­да средней крупности; 300—600 мм —крупнокусковая; свыше 600 мм —весьма крупная.

Кондиционным куском руды принято называть кусок с мак­симально допустимым по параметрам применяемого оборудо­вания размером от 300 до 700 мм. Куски руды, превышающие кондиционные размеры, называют негабаритами.

Руды, содержащие один полезный компонент, называют про­стыми, несколько компонентов—полиметаллическими. Простые руды: железные, марганцевые, медные, золо­тые и др. Полиметаллические: свинцово-цинковые, вольфрамо-молибденовые и др.

По ценности руды делят на богатые (высокосортные), сред­ней ценности (рядовые) и бедные (низкосортные).

Минимальное содержание полезных компонентов, которое принимают за основу при установлении промышленного кон­тура залежей, называется бортовым содержанием.

Анализ мировой минерально-сырьевой базы показывает, что основная часть разведанных запасов (до 70 %) почти по всем металлам представлена в настоящее время рудами средней ценности и бедными. Как правило, месторожде­ния бедных руд являются более крупными по запасам, особенно в сравнении с богатыми. При разделении руд по ценности ру­ководствуются существующими промышленными кондициями и сложностью технологии их обогащения.

Таким образом, ценность руд определяется содержанием в них полезных компонентов, наличием вредных примесей, обогатимостью и др.

Различают валовую и извлекаемую (промышленную) цен­ности руды. Валовая ценность определяется стоимостью полезных ком­понентов, содержащихся в 1 т руды.

Извлекаемая ценность определяется стоимостью полезных компонентов, извлеченных из 1 т руды в результате добычи и переработки.

Ценность руды — понятие относительное, оно меняется со временем. Например, изменение технологического процесса обо­гащения, приводящее к увеличению извлечения, может значи­тельно повысить ценность руды. Ценность руды меняется так­же в зависимости от изменения цен на рынках минерального сырья.

Геологические запасы разделяют на балансовые н забалансовые.

Балансовые запасы —это запасы, которые удовлетворяют промышленным кондициям. Забалансовые запасы вследствие низкого содержания по­лезного компонента непригодны для использования в настоя­щее время.

В балансовые запасы включают промышленные запасы, под­лежащие извлечению. В процессе разработки часть промыш­ленных запасов теряется, эти потери называют эксплуатаци­онными.

Кроме руды, при разработке полезных ископаемых извлека­ют пустые породы. Часть их выдается на поверхность отдель­но, а часть, смешиваясь с рудой в процессе выемки, —совме­стно.

По степени изученности месторождения и его частей геоло­гические запасы в нашей стране подразделяют на пять категорий: А₁, А₂, В₁, С₁, С₂. Наи­более изученными по составу и технологическим свойствам, полностью оконтуренными горными выработками являются за­пасы категорий А₁ и А₂.

Запасы категории В₁ оконтурены горными выработками и скважинами и изучены менее детально. Запасы категории С₁ примыкают к запасам категорий А и В, которые установлены на основе редкой сети скважин или отдельных горных выработок и в технологическом отношении изучены только предварительно.

Запасы категории С₂ подсчитываются на основании отдель­ных скважин, общего геологического прогноза и геофизических данных.

Разработка проектов горных предприятий и финансирова­ние их строительства могут производиться только на основе подсчета балансовых запасов категорий А+В+С, в ряде слу­чаев для сложных месторождений—на основе категорий В+С.

В процессе разработки месторождения часть его запасов теря­ется—остается в недрах неизвлеченной или поступает на по­верхность в отвалы вместе с породой. Потери 2—3% разведан­ных запасов неизбежны при любом способе разработки. Обыч­но потери полезного ископаемого в процессе разработки состав­ляют до 10%.

Кроме потерь при добыче происходит снижение качества добытого полезного ископаемого вследствие примешивания к нему вмещающих пород — разубоживание.

Потери ведут к росту затрат на разведку, подготовку и очи­стную выемку, а также к недополучению прибыли от потерян­ной части полезного ископаемого и к сокращению срока суще­ствования рудника.

Разубоживание вызывает рост непроизводительных за­трат на добычу, транспортирование и переработку пустой по­роды, увеличение потерь полезного компонента при переработ­ке разубоженной руды.

На горных предприятиях применяют два основных метода определения величины потерь: косвенный метод, основанный на определении потерь расчетным путем, —по разности между величиной погашенных (отработанных) балансовых запасов и количеством извлеченного полезного ископаемого; прямой ме­тод, основанный на непосредственных измерениях величины потерь по видам их образования (в процессе добычи, перера­ботки).

Косвенный метод по сравнению с прямым имеет низкую достоверность—возможные относительные ошибки в определе­нии величины потерь могут достигать 50 %. Он позволяет оп­ределять только суммарные потери за сравнительно большие промежутки времени.

Для подсчета потерь и разубоживания необходимо иметь расчетные показатели по подлежащим выемке балансовым за­пасам руды, количеству фактически добытой руды и примешан­ной к ней породы; содержанию полезных компонентов в пога­шенных балансовых запасах н добытой руде.

К основным показателям, характеризующим полноту использования запасов недр, относят показатели изменения ка­чества руды и показатели полноты извлечения полезных ископаемых при добыче.

Одним из факторов, показывающим снижение качества по­лезного ископаемого, является коэффициент разубоживания Р, который принято выражать отношением количества примешан­ной породы В к общему количеству добытой рудной массы Д

.

Величина Д включает добытое из недр полезное ископаемое, примешанные при добыче забалансовые запасы и породу

,

где Б_п - количество потерянных балансовых запасов;

В - количество примешанных вмещающих пород.

Определить количество примешанной породы можно не всегда, поэтому величину разубоживания обычно выражают через снижение содержания полезного компонента в добытой руде по сравнению с содержанием в балансовых запасах. Тог­да коэффициент разубоживания определяют по формуле

,

где с и а - содержание полезного компонента соответственно в балансовых запасах месторождения и в добытом полезном ис­копаемом.

Определенные по приведенным формулам значения Р рав­ны, если примешанная порода не содержит полезного компо­нента.

Для полезных ископаемых, ценность которых определяется не содержанием полезных компонентов, а другими показателя­ми качества (например, для строительных материалов), коэф­фициент изменения качества равен отношению валовой ценно­сти 1 т добытого полезного ископаемого, к валовой ценности 1 т балансовых запасов месторождения.

Это отношение удобно также для выражения коэффициента изменения качества многокомпонентных руд и комплексных по­лезных ископаемых, если затруднен перевод содержания раз­личных компонентов в условное содержание основного компо­нента.

Коэффициент потерь руды при добыче принято выражать отношением количества потерянных балансовых запасов Б_п количеству погашенных Б

.

Потери металла характеризуются коэффициентом потерь металла

,

где с_п - содержание металла в потерянных запасах.

Открытый способ разработки месторождений полезных ископаемых заключается в разработке горных пород и полезного ископаемого, слагающих месторождение, последовательными слоями с земной поверхности.

Совокупность горных выработок, образованных в процессе открытой разработки месторождений полезных ископаемых, носит название карьера (разреза)

Месторождение (или часть его), разрабатываемого одним карьерным полем, называют карьерным полем.

Горные работы по выемке и удалению пород, покрывающих или вмещающих полезное ископаемое, открывающих к нему доступ, называются вскрышными работами.

Горные работы по извлечению полезного ископаемого называются добычными работами.

Разработка месторождения в границах карьерного поля производится горизонтальными слоями, поэтому профиль карьера имеет ступенчатую форму.

Слой толщи горных пород, разрабатываемый самостоятельными средствами рыхления, выемки и транспорта, называется уступом.

Часть уступа по высоте, разрабатываемая самостоятельными средствами рыхления и погрузки, но обслуживаемая транспортом, общим для всего уступа, называется подуступом.

Основными элементами уступа являются: площадки, о т к о с, бровки, забой.

Часть уступа по ширине, разрабатываемая средствами выемки и транспорта, называется заходкой. Торец или фронтальная часть заходки, являющиеся объектами горных работ, называются забоем. При разработке уступа несколькими выемочио-погрузочными комплексами заходка делится на отдельные блоки.

Совокупность площадок и откосов всех уступов образует борт карьера. Различают рабочий борт, на котором производятся вскрышные и добычные работы, и нерабочий борт, на котором горные работы закончены.

Площадки уступов, на которых располагается выемочпо-погрузочное и транс­портное оборудование, называются рабочими площадками. Для повышения устойчивости нерабочего борта карьера и задержания осыпающейся породы между уступами оставляются площадки - предохранительные бермы. Если на бермах размещаются транспортные коммуникации, то их называют транспортными бермами.

Угол, образованный линией откоса борта карьера и проекцией этой линии на горизонтальную плоскость, называется углом откоса борта карьера.

Вскрытие карьерного поля осуществляется в период строи­тельства карьера с помощью капитальных траншей. Для создания первоначального фронта горных работ на уступе и размещения горного и транспортного оборудования проходят разрезные траншеи.

Открытая разработка месторождений полезных ископаемых имеет следующие преимущества перед подземной: более высокая безопасность труда; производительность труда значительно выше, а себестоимость добычи 1 т полезного ископаемого на­много ниже, чем при подземных разработках; лучшие технико-экономические показатели: сроки строительства карьеров мень­ше сроков строительства подземных рудников равной произво­дительности, более высокие качественные показатели разработ­ки месторождений и более полное извлечение полезного иско­паемого из недр, более благоприятные условия для ведении селективной добычи полезного ископаемого.

Основными недостатками открытых горных работ являются: наносимый ущерб окружающей среде, связанный с необходимо­стью отчуждения значительных земельных площадей: воздушного и водного бассейнов районов разрабатываемых месторождений; зависимость от климатических и метеорологи­ческих условий; необходимость вложения больших капитальных затрат п короткие сроки при строительстве глубоких (свыше 800 м) карьеров.

Деятельность горнодобывающей промышленности харак­теризуется непрерывным увеличением доли открытых разрабо­ток.

ЭТАПЫ И ПРОИЗВОДСТВЕННЫЕ ПРОЦЕССЫ

ОТКРЫТЫХ ГОРНЫХ РАБОТ

Разработка месторождений открытым способом делится на следующие этапы: подготовка поверхности карьерного поля — вырубка леса и корчевка пней, отвод русел рек и ручьев за преде­лы карьера, снос зданий и сооружений, перенос шоссейных и же­лезных дорог, линий электропередачи и т.п.; горно-капитальные работы в период строительства карьера заключаются в проведении капитальных траншей для обеспечения транспортного доступа к рабочим горизонтам карьера и разрезных траншей для создания первоначального фронта горных работ, удалении не­которого объема вскрышных пород для вскрытия запасов полез­ного ископаемого перед пуском карьера в эксплуатацию; горно-­подготовительные работы в период эксплуатации карьера - в проведении горных выработок для вскрытия очередного рабо­чего горизонта; вскрышные и добычные работы.

Подготовка поверхности и осушение месторождения, горно-капитальные и горно-подготовительные работы выполняются последовательно в период строительства карьера. В период экс­плуатации горно-подготовительные и вскрышные работы выпол­няются параллельно с добычными, опережая их в пространстве и времени.

Горно-подготовительные, горно-капитальные, вскрышные и добычные работы выполняются по определенной технологической схеме, включающей следующие производственные процессы: подготовка горных пород к выемке; выемочно-погрузочные работы; перемещение горной массы: разгрузка и складирование полезного ископаемого; отвалообразование.

Разнообразие горно-геологических условий месторождении требует различной механизации и технологии открытых горных работ.

Технология открытой разработки—совокупность горных ра­бот и производственных процессов, обеспечивающих безопас­ную и экономичную добычу полезных ископаемых. В зависимости от применяемых средств механизации технология открытой разработки месторождений может быть: непрерывной (поточной), когда все технологические процессы выполняются непрерывно; цикличной, когда технологические процессы выполняются в последовательном повторении рабочих и холостых ходов; комбинированной (циклично-по­точной), если в комплексе машин, выполняющих производст­венные процессы, используются машины цикличного и непре­рывного действия.

Технология с использованием роторных (цепных) экскавато­ров и конвейерного транспорта называется непрерывной; с применением одноковшовых экскаваторов, фронтальных погрузчиков н колесных видов транспорта—цик­личной; при сочетании выемочно-погрузочных средств цик­личного действия, грохотильно-дробильных агрегатов с конвей­ерным транспортом —циклично-поточной.

ОСНОВНЫЕ ПАРАМЕТРЫ КАРЬЕРОВ

КОЭФФИЦИЕНТЫ ВСКРЫШИ И МЕТОДЫ ИХ ОПРЕДЕЛЕНИЯ

Добыча полезных ископаемых открытым способом сопровожда­ется удалением из контуров карьера определенного объема вскрышных пород. Количество вынимаемой пустой породы, приходящееся па единицу добываемого полезного иско­паемого, называется коэффициентом вскрыши. В зави­симости от единиц измерения различают коэффициенты вскрыши объемные (м³ / м³); весовые (т / т); смешанные (м³ / т).

В практике проектирования и эксплуатации карьеров наи­более широко используют коэффициенты вскрыши: средний, эксплуатационный, текущий, контурный и граничный.

Средним коэффициентом вскрыши k_ср называется отноше­ние общего объема пустых пород в конечных контурах карьера V_в к отрабатываемым запасам полезного ископаемого V_и в этих же контурах:

, м³ / м³

Эксплуатационный коэффициент вскрыши выража­ет отношение объемов пустых пород V_в^с к запасам полезного ископаемого V_и^с отрабатываемым за период эксплуатации карьера:

, м³ / м³

Текущий коэффициент вскрыши выражает отношение объема пустых пород V_тв к запасам полезного ископаемого V_ти, отрабатываемым в определенный период времени (год, квартал, месяц)

, м³ / м³

Контурный коэффициент вскрыши определяет отноше­ние объемов пустых пород SDV_в к извлекаемым запасам полез­ного ископаемого SDV_и, прирезаемым к карьеру при расшире­нии его контуров в плане или при его углублении

, м³ / м³

Граничным коэффициентом вскрыши называется мак­симально допустимый коэффициент вскрыши по условиям эко­номичности открытых горных работ на данном месторождении. Он определяет максимально допустимый объем вскрыши, кото­рый может быть удален из карьера для добычи единицы полез­ного ископаемого. Величина граничного коэффициента вскрыши определяется па основании сравнения допустимой себестоимости полезного ископаемого С_д и полной себестоимости полез­ного ископаемого при открытом способе разработки месторож­дения С_п.

Себестоимость полезного ископаемого, добытого открытым способом, руб. / м³

,

где З_д — затраты на добычу полезного ископаемого (без учета затрат на вскрышные работы), руб. / м³; З_в — затраты на выемку пустых пород, руб. / м³;

k_в — коэффициент вскрыши, м³ / м³.

Экономичность открытого способа разработки месторожде­ния обеспечивается, если С_п £ С_д. При С_п = С_д k_в = k_г. В этом случае граничный коэффициент вскрыши

,

При определении граничного коэффициента вскрыши в качестве допустимой себестоимости может приниматься прогнозируемая цена полезного ископаемого на рынках минерального сырья или полная себестоимость подземной разработки данного месторождения.

СПОСОБЫ ПОДГОТОВКИ ГОРНЫХ ПОРОД К ВЫЕМКЕ

ОБЩИЕ СВЕДЕНИЯ

Подготовка горных пород к выемке производится в целях обеспечения безопасности горных работ, необходимого качества добываемого сырья, технической возможности и наилучших ус­ловий применения средств механизации последующих процес­сов. Подготовка включает: обеспечение устойчивости откосов уступов; осушение горных пород, подлежащих извлечению в данный период разработки; разупрочнение и изменение их агрегатного состояния; разрушение (разрыхление) породного массива и другие виды воздействия на горные породы для об­легчения их выемки.

Подготовка к выемке может осуществляться механическими способами (исполнительными органами горных машин), гидрав­лическими способами (нагнетанием, насыщением водой, рас­творением), физическими способами (электромагнитным н термическим воздействием), химическим, комбинированными и взрывным способами. Выбор способа подготовки горных пород к выемке зависит прежде всего от вида, агрегатного состояния и свойств пород в массиве, мощности предприятия, наличных технических средств, предъявляемых требований к качеству добываемого сырья, а также от природных условий ведения работ. Затраты на подготовку к выемке составляют от 5 до 40 % общих затрат на горные работы.

Выемка мягких, песчаных н естественно мелкоразрушенных пород успешно производится всеми видами выемочно-погрузоч­ного оборудования. При этом подготовка совмещена с выемкой и производится одними и теми же средствами механизации.

Выемка плотных пород также может осуществляться непо­средственно из массива выемочными машинами с повышенными усилиями копания. Если усилия, развиваемые выемочными ма­шинами, недостаточны, производится подготовка таких пород к выемке, которая заключается в их предварительном механи­ческом рыхлении или взрывании на сотрясение. В мерзлом со­стоянии эти породы только при небольших отрицательных тем­пературах могут разрабатываться непосредственно выемочными машинами с повышенными усилиями копания. Как правило, в этих условиях требуется подготовка к выемке механическим или взрывным способом или предварительное оттаивание. Используются также методы предохранения пород от промерзания.

Подготовка горных пород к выемке в зимних условиях включает комплекс мероприятий по предотвращению промерзания пород, рыхле­нию мерзлых пород и приведению их в талое со­стояние (оттаивание). Для предохранения пород от промерзания используют вспашку, глубокое рыхление и боронование поверхности разра­батываемого зимой слоя, создают над ним снеговой или искус­ственный льдовоздушный покров, а также утепляют поверхность теплоизоляционными материалами или устраивают специаль­ные навесы и тепляки, производят химическую обработку по­род. Выбор способа предохранения определяется в первую оче­редь глубиной промерзания пород, которая зависит от темпе­ратуры воздуха, длительности промерзания, направления и скорости ветра, а также от свойств и состояния горных пород.

Вспашка, рыхление и боронование поверхности позволяют уменьшить теплопроводность породы благодаря образованию в ней рыхлого слоя. Вспашку и рыхление производят специаль­ными плугами или рыхлителями па глубину 0, 3 - 0, 4 м, а боро­нование—на глубину до 0, 2 м. Применяют также глубокое (на 1—1, 8 м и более) рыхление пород экскаваторами, что умень­шает глубину их промерзания в 2—3 раза. Часто производят снегозадержание посредством снежных ва­лов или снегозадерживающих щитов, ряды которых распола­гают перпендикулярно к господствующему направлению ветра на расстоянии друг от друга не более 15-кратной высоты вала. За зимний период щиты переставляют 2 — 5 раз. Для снегоза­держания на площади 1 га требуется 60—100 щитов. Тепло­изоляционные свойства снега иногда улучшают путем периоди­ческого дождевания его поверхности. Создаваемый ледяной по­кров препятствует конвекции.

Для предохранения от промерзания россыпей площадь, об­валованную бульдозерами (высота вала до 1, 5 м), осенью за­ливают слоем воды 0, 8—1, 5 м для создания ледяного покрова. При глубине промерзания более 0, 6—0, 8 м необходимо утеп­лять породу дополнительно теплоизоляционными материалами: мхом, опилками, шлаком, углем, минеральной ватой, минераль­ным войлоком и др.

В связи с постепенным увеличением в зимний период глу­бины промерзания пород при определении толщины слоя утеп­лителя должно учитываться время разработки блока уступа. Применение искусственных утеплителей позволяет свести до минимума, а иногда и совсем предотвратить промерзание гор­ных пород. Предварительное рыхление пород экскаваторами на глубину до 1, 2 м, боронование па глубину 0, 15 м и утепление площадок и откосов уступов слоем некондиционного угля тол­щиной 0, 15—0, 2 м позволяет на карьерах уменьшить промерзание пород в 3, 5—4 раза и обеспечить работу многоковшовых экскаваторов на вскрышных уступах в зимний период. Известны случаи утепления уступов в песчано-гравийных породах и глинах, промерзающих на глу­бину 2, 5—3 м, слоем пенопласта толщиной 0, 2—0, 25 м, а также вскрышными породами.

Для предохранения от промерзания как мягких, так и раз­рушенных пород в настоящее время применяются пенолед и за­мороженная пена. Для получения пены могут быть использованы алкидсульфат, вода и сжатый воздух. Слой замороженной при температуре ниже -15°С пены толщиной 0, 15—0, 2 см, рав­номерно наносимый с помощью пеногенераторной установки на поверхность любой конфигурации, затем дополнительно еще 3—5 раз покрывают пеной для образования защитной пенистой корки льда толщиной 3—4 мм.

Химическая обработка песчано-глинистых пород хлористыми солями натрия или калия заключается в рассыпании в сухом виде этих солей в измельченном состоянии (менее 30—40 мм) после предварительной планировки поверхности, вспашки на глубину 20—30 см при наличии уклона (для предотвращения смыва раствора). Покрытие поверхности производится парал­лельными полосами, расстояние между которыми не превышает 0, 7 м.

ОТТАИВАНИЕ МЕРЗЛЫХ ПОРОД

Оттаивание может осуществляться путем электрообогрева, поверхностного пожога, с помощью горячих газов, пара, воды, при сжигании термохимических патронов и т. п.

Электрообогрев может быть глубинным или поверхностным, низко- или высокочастотным.

При глубинном электрообогреве переменным то­ком промышленной частоты напряжением 12—380 В электроды размещают в шнурах, пробуренных па глубину промерзания породы по квадратной или шахматной сетке на расстоянии 0, 5—0, 7 м один от другого. Электрическая цепь замыкается по талой породе под мерзлым слоем. В результате нагрева талой породы н передачи тепла вышележащим слоям происходит их постепенное оттаивание снизу вверх.

При поверхностном электрообогреве полосовые электроды в виде сеток из тонкой медной проволоки, длина ко­торых равна наклонной высоте уступа, укладывают на его от­кос. Питание осуществляется от генератора высокочастотных колебаний.

Поверхностный пожог (сжигание слоя угля толщиной 0, 2— 0, 35 м на поверхности слоя мерзлых пород) иногда использу­ется па карьерах по добыче глин: промерзшая до глубины 2 м глина полностью оттаивает в течение 6—10 дней.

Для поверхностного оттаивания пород газообразным топли­вом используются горючие газы, поступающие в карьер по га­зопроводу или доставляемые в баллонах. Оттаивание паром производится с помощью паровых игл (стальных труб внутренним диаметром 19—22 мм и длиной 1, 7—-3 м), вставляемых в шпуры или забиваемых в породы по мере их оттаивания на расстоянии 2—2, 5 м друг от друга. Ис­пользуется насыщенный пар с температурой 102—110°С под давлением 0, 2—0, 5 МПа, Продолжительность оттаивания тя­желых глин 4--6 ч, расход пара на 1 м³ мерзлоты составляет приблизительно 20—30 кг. Достоинство способа—относитель­ная экономичность, недостаток—увлажнение пород, способст­вующее их повторному замерзанию.

Подобным же образом осу­ществляется оттаивание горячей водой. Оттаивание речной водой производят посредством нагнета­ния ее по погружаемым в мерзлые породы трубчатым иглам, проведения дренажных канав или дождевания. Оно может про­изводиться также при естественном просачивании ее из распо­ложенной на возвышенной части массива оросительной канавы в расположенную ниже на расстоянии 70—150 м дренажную канаву глубиной до 2—3 м. От оросительной могут проводиться поперечные канавы глубиной до 0, 7 м, оканчивающиеся в 30— 50 м от дренажной.

При водооттаивании дождеванием распыленная стационар­ной или передвижной дождевальной установкой вода просачи­вается через верхний талый слой пород под уклон и, отдавая тепло нижележащему слою мерзлоты, постепенно понижает ее уровень.

Гидрооттаивание и парооттаивание широко применяют на разработках россыпей в районах многолетней мерзлоты. Оттаи­вание определяют с помощью щупов и замеров температуры или электросопротивления в контрольных иглах и скважинах. При разработке многолетней мерзлоты интенсифицируют естественное оттаивание.

МЕХАНИЧЕСКОЕ РЫХЛЕНИЕ

Механическое рыхление пород осуществляется прицеп­ными или навесными рыхлителями, в которых масса тягача используется для заглубления рабочего органа рыхли­теля. Глубина рыхления прицепными рыхлителями достигает обычно 0, 4—0, 5 м, а навесными— 1, 5—2 м. На открытых раз­работках наиболее успешно применяются навесные рыхлители тяжелого типа на тракторах мощностью более 250 кВт. Рыхлители могут иметь до пяти зубьев с цельными или со­ставными наконечниками. Для подготовки полускальных пород применяют однозубые рыхлители, а в плотных породах целесо­образнее использовать многозубые рыхлители для увеличения их производительности. Навесные рыхлители имеют гидравли­ческую систему изменения глубины рыхления. Рыхление мало и среднетрещиноватых полускальных пород производят зубь­ями с прямыми стойками. Для рыхления хрупких и сильнотре-щиноватых пород используют зубья сложной формы.

К параметрам рабочего органа рыхлителя относятся: угол резания g, угол заострения w, задний угол j толщина и длина зуба, расстояние между зубьями.

Сила резания рыхлителя зависит от угла рыхления. Опти­мальный угол рыхления при полускальных и мерзлых породах составляет 30—45". Увеличение его от 40 до 60° удваивает ло­бовое сопротивление зубу.

Угол заострения наконечников - 20—30°. Он принима­ется таким, чтобы при любом заглублении зубьев задний угол был больше 10° при рыхлении мерзлых и 5—7° при рыхлении скальных и полускальных пород. Уменьшение угла j ведет к смятию породы задней гранью наконечника, увеличению его износа и сопротивления породы рыхлению.

При движении рыхлителя порода разрушается в границах трапециевидной прорези.

В монолитных породах в нижней ча­сти прорези образуется щель, ширина основания которой близка к толщине наконечника зуба, а высота (0, 15— 0, 2) величины заглубления зуба рыхлителя. Угол наклона боковых стенок прорези к изменяется от 40 до 60° в зависимости от трудности разрушения пород и параметров наконечника. Рыхлимость пород определяется возможным заглуб­лением зуба рыхлителя и зависит от мощности, развиваемой рыхлителем, прочности пород и трещиноватости массива. Рыхление монолитных пород происходит в основном за счет преодоления сопротивления их растяжению, а трещино­ватых пород—сцепления по контактам структурных блоков. В результате их отрыва породы интенсивно разрушаются в пре­делах заглубления зуба. При естественной трещиноватости или развитой слоистости пород, а также при увели­чении мощности рыхлителя эффективность механического рых­ления возрастает.

Под воздействием рабочего органа рыхлителя в горных по­родах возникает сложное напряженное состояние, представ­ляющее собой комбинацию сил сжатия и растяжения. Как в мо­нолитных, так и в трещиноватых массивах при рыхлении на­рушается связность горных пород, характеризующаяся величи­ной сцепления.

Величина напряжений, создаваемых на рабочем органе, за­висит от значения усилия на крюке базовой машины, глубины рыхления и конструктивных размеров зуба рыхлителя. В свою очередь, усилие на крюке связано со скоростью рыхления, тя­говой характеристикой базовой машины. Учитывая это, основные параметры—скорость и глубина рыхления—не могут приниматься произвольно, а должны рас­считываться по тяговой характеристике базовой машины.

Рыхление породного массива производится при параллель­ных смежных проходах рыхлителя на горизонтальной или наклонной площадке. В результате создается слой разрушенной породы. При рыхлении наклонными слоями (до 20°) максималь­ное использование тяговых усилий достигается при рабочем движении его под уклон и холостом перегоне машины вверх. Рыхление горизонтальными слоями производится при рабочих проходах рыхлителя по челноковой схеме.

Расстояние между смежными проходами устанавливается из условия обеспечения требуемой кусковатости и достаточной глубины рыхления массива. Между смежными прорезями в нижней части сечения образуются «целики»—золы неразрыхленной породы, затрудняющие выемку горной массы. Глубина эффективного рыхления меньше заглуб­ления зуба и составляет (0, 5— 0, 7) этого заглубления. В связи с этим целе­сообразны дополнительные перекрестные проходы рыхлителя перпендикулярно или диагонально первоначальным проходам для разрушения целиков и обеспечения лучшей кусковатости горной массы.

Рыхлимость породы зависит от взаимного направления рых­ления и системы трещин. Наиболее эффективно рыхление по­перек направления основной трещиноватости. При рыхлении слоистых полускальных пород наиболее сложным является пер­воначальное заглубление зуба. Для облегчения заглубления многократным проходом рыхлителя или взрывным способом создают «передовой врез» на необходимую глубину поперек намечаемых параллельных проходов рыхлителя.

При полном использовании возможной глубины рыхления оптимальное расстояние между смежными проходами рыхли­теля определяется из условия достижения максималь­ного объема подготовки горной массы за один проход.

Производительность рыхлителей в плотных породах дости­гает 1000—1500 м³ / ч; она существенно зависит от длины па­раллельных резов, которую целесообразно принимать в преде­лах 100—300 м.

Механическое рыхление позволяет облегчить раздельную выемку маломощных горизонтальных и наклонных (до 20°) пластов, эффективно регулировать кусковатость горной массы, уменьшить потерн и разубоживание полезного ископаемого бла­годаря отсутствию развала и перемешиванию пород, мини­мально переизмельчать и разупрочнять горные породы (что особенно важно при добывании строительных горных пород), повысить безопасность работ. Вместе с тем при механическом рыхлении мощность разрыхленного слоя невелика, что затруд­няет непосредственную экскаваторную выемку.

Рыхлители могут успешно применяться при разработке угля, фосфоритных и апатитовых руд, сланцев, песчаников, полускальных известняков, а также маломощных слоев скальных сильно- и чрезвычайно трещиноватых руд и пород. Механиче­ское рыхление эффективно при гидравлической разработке тя­желых глинистых пород, разработке мерзлых пород и при вспо­могательных работах (проведение дренажных канав, выкорчевывание пней и др.). Хорошее качество подготовки и небольшая мощность разрыхленного слоя позво­ляют вести выемку горной массы скреперами, бульдозерами и погрузчиками.

ПОДГОТОВКА СКАЛЬНЫХ ПОРОД ВЗРЫВОМ

Взрывание широко применяется в карьерах для разрушения полускальных и скальных пород. Практически оно является единственным способом подготовки скальных пород к выемке. От организации и качества взрывных работ в значительной сте­пени зависят производительность всего карьерного оборудова­ния и затраты на горные работы. Взрывные работы должны обеспечивать: требуемую степень дробления горных пород для последую­щих технологических процессов добычи и переработки; требуемые качество и сортность взорванного полезного ис­копаемого, достижение в необходимых случаях избирательного дробления пород различной трудности разрушения; минимальное отклонение отметок и размеров площадок и уступов, их формы от проектных значений; заданные форму и угол откоса уступа, возможность безопас­ного бурения и заряжания последующих скважин; проектные размеры и форму развала взорванных пород, удобные для выемочно-погрузочных работ, необходимую даль­ность и направление перемещения пород, особенно при сбросе в выработанное пространство; допустимое по нормам сейсмическое воздействие взрыва и максимальную сохранность окружающих сооружений и пород­ного массива за конечными контурами карьера и соблюдение заданного угла погашения его борта; достаточный объем взорванных пород для бесперебойной и высокопроизводительной выемки и погрузки; высокую безопасность, экономичность и производительность горных работ.

Выполнение перечисленных технических требований к взры­вам обеспечивается правильным выбором метода, параметров, порядка взрывания и организации взрывных работ, т. е. рацио­нальной технологией взрывных работ, которая должна быть тесно увязана со всеми работами в карьере. Для этого необхо­димы составление проектов ведения буровых и взрывных ра­бот, правильное заряжание скважин, применение требуемых ус­ловиями ВВ и др. Предпосылкой улучшения качества дробления является равномерное распределение ВВ в мас­сиве. Обычно взрывные работы в карьере ведут в две стадии. На первой стадии при отделении породы от массива осуществля­ется первичное дробление, на второй —дополни­тельное (вторичное) дробление негабаритных кус­ков, выравнивание подошвы уступа, обрушение нависей, заколов и т.д.

Ведение работ в две стадии не следует считать нормальным: необходимость в этом возникает вследствие недостаточно эффективного проведения первичного взрывания.

Метод взрывания характеризуется размещением зарядов ВВ по отношению к объекту дробления, формой и размерами за­рядов. Он определяет результаты и эффективность взрывов и общую организацию работ по подготовке пород к вы­емке.

ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЕ ОСНОВЫ БУРОВЫХ РАБОТ

Цель бурения—создание в породном массиве скважин и шпуров. Бурение скважин — трудоемкий и дорогостоящий процесс, особенно в скальных весьма трудно- и породах.

Эффективность бурения взрывных скважин определяется скоростью бурения.

Бурение скважин и шнуров на карьерах производится спе­циальными породоразрушающими (буровыми) машинами, раз­деляемыми на две группы: механического воздействия на забой скважины (ударное, вращательное н ударно-вращательное бурение); физических методов воздействия на забой скважины (терми­ческое, гидравлическое, взрывное бурение и др.).

Ударное бурение осуществляется станками ударно-канат­ного и шарошечного бурения. Станки ударно-канатного бурения широко применяли на карьерах для бурения взрывных скважин диаметром 200— 300 мм до начала 60-х годов. В настоящее время они полно­стью заменены более производительными станками шарошечного и пневмоударного бурения и применяются только для бурения водопонизительных и других технологических скважин диамет­ром 300—600 мм и глубиной 60 м и более, а также для специ­ального бурения при добывании блоков камня.

Пневматические бурильные молотки (ручные и колонковые) применяются для бурения шпуров диаметром 32— 40 и 50—75 мм в скальных породах. Ручные иногда, а колон­ковые всегда используются в сочетании с пневмоподдержками, колонками, самоходными каретками. Станки шарошечного бурения в последние два­дцать лет получили наибольшее распространение при бурении скважин диаметром 160—320 мм и глубиной до 35 м породах с коэффициентом крепости по Протодьяконову f = 8-14. Основные их достоинства—высокая производительность (20—150 м/смену) непрерывность процесса бурения, возможность его автоматизации; недостатки—большая масса станков и ма­лая стойкость долот в труднобуримых породах.

Вращательное бурение скважин осуществляется станками шнекового и алмазного бурения. Бурение шпуров, в основном в негабаритных кусках, мо­жет производиться электросверлами.

Станки шнекового бурения широко применяют для бурения вертикальных н на­клонных скважин диаметром 125—160 мм н глубиной до 25 м в породах с f = 4-6, главным образом на угольных разрезах (уголь, аргиллиты, мягкие известняки) и при разработке непрочных строительных пород (мергель, мягкий известняк и др.). Производительность их 15—120 м/смену. Станки характеризуются простотой эксплуатации, при их работе обеспечиваются благоприятные санитарные и экологические условия. Ударно-вращательное бурение станками с погружными пневмоударниками применяется для бурения скважин диаметром 100—200 мм и глубиной до 30 м при раз­работке строительных горных пород с f = 8-20, в гидротехни­ческом строительстве, на рудных карьерах производственной мощностью до 4 млн. м³/год, а также при вспомогательных ра­ботах на крупных рудных карьерах (заоткостка бортов, вырав­нивание подошвы уступов и др.) Эти станки целесообразно применять и при бурении высокоабразивных весьма и исклю­чительно труднобуримых пород с f = 20. Производительность их составляет 10—35 м/смену. Затраты на обуривание 1 м³ породы в 1, 5—2, 5 раза выше, чем при шарошечном буре­нии пород при f < 14. Буровые станки конструктивно просты; возможно многошпиндельное бурение. Основные их недостатки; малая стойкость буровых коронок, низкая производительность и большое пылеобразование.

Термическое (огневое) бурение вследствие его избиратель­ности получило распространение при бурении скважин диамет­ром 250—360 мм и глубиной до 17—22 м главным образом в весьма и исключительно труднобуримых кварцсодержащих породах (f > 10). Оно может успешно приме­няться в породах с f = 10-16. Хрупкое разрушение пород про­исходит в результате нагрева забоя скважины сверхзвуковыми раскаленными струями и появления термических напряжении, превышающих предел прочности минерального образования.

Возможность термического расширения диаметра заряжае­мой части скважин (до 400—500 мм) позволяет сократить объем бурения в сильнотрещиноватых породах за счет увели­чения расстояния между скважинами. Производительность в хо­рошо термобуримых породах достигает 12—15 м/ч. В трудно термобуримых породах этим способом эффективно расширение скважин, пробуренных шарошечными станками. Технология бурения обусловливает последовательность вы­полнения операций для образования скважин. При обуривании блока породного массива в общем случае выполняются следую­щие операции: установка станка на заданной отметке, непо­средственно бурение, наращивание бурового става по мере углубления скважины, разборка бурового става, замена изно­шенного инструмента, переезд станка к отметке следующей скважины. Бурение скважины является прерывным процессом и включает ряд повторяющихся операций.

Техническая скорость зависит от буримости горной породы, конструкции и типа бурового инструмента, нагрузки на буро­вой инструмент, частоты вращения его, способа и условий уда­ления буровой мелочи. Режим бурения характеризуется величиной развиваемых усилий, частотой ударов и вращения рабочего инструмента и удалением буровой мелочи. Каждый вид бурения характеризу­ется своими возможными параметрами режима бурения.

Технология ударно-канатного бурения скважин состоит в следующем. Буровой снаряд массой 0, 8—3 т периодически поднимается и почти свободно падает на забой скважины. После каждого удара снаряд (и лезвие долота) посредством канатного замка поворачивается на некоторый угол, что обес­печивает равномерное разрушение породы но всей площади за­боя скважины. Продукты разрушения смешиваются с водой, периодически или постоянно подливаемой в скважину, и обра­зуют буровой шлам. Последний периодически удаляется из скважины желонкой.

Скорость ударно-канатного бурения определяется прежде всего массой бурового снаряда, величина которой составляет 2700—2900 кг. Очистка скважин от шлама производится через 0, 6—1 м бурения; при этом в весьма труднобуримых породах интервал минимален.

Ударное бурение шпуров в карьерах осуществляется руч­ными и колонковыми бурильными молотками, масса которых соответственно равна 10—30 и 40—70 кг, давление сжатого воздуха 0, 5 МПа, диаметр шпура 36—46 и 46—75 мм, глубина бурения 3—4 и 8—15 м.

Бурильные молотки снабжаются сжатым воздухом, как пра­вило, от передвижных компрессоров, максимальное давление сжатого воздуха составляет 0, 6—0, 7 МПа, масса 1—6 т. Приводом компрессорных станций являются двигатели внутреннего сгорания или электродвига­тели. Технология шнекового бурения состоит в образовании взрыв­ных скважин коронками режущего типа (резцами) под воздей­ствием усилия подачи и вращения бурового става. Передача резцу крутящего момента и усилия подачи, а также удаление буровой мелочи из забоя обеспечиваются шнековыми штангами с ребордами винтовой формы.

Основными технологическими операциями шнекового буре­ния скважины являются: собственно бурение, наращивание и разборка бурового става, состоящего из отдельных штанг. Усилие подучи на резец и подача последнего на забой сква­жины осуществляются как под действием массы вращателя и бурового става (станок СБР-125), так и принудительно (СБР-160). Ход станка СБР-125—шагающий, а СБР-160 и СБР-200 — гусеничный.

Резцы имеют лезвия, армированные вставками твердого сплава. Форму режущих лезвий вы­бирают в зависимости от буримости пород и диаметра скважин. В плотных пластичных породах применяют резцы типа «рыбий хвост» (рис. а). При f=4 эффек­тивнее резцы со сменными зубьями (рис. б); режущие эле­менты легко заменяются, а стойкость резца достигает 1000 м и более. В породах с f=3-5 успешно применяют резцы с прерывистым лезвием в виде впаянных (рис. в) или сменных (рис. г) элементов твердого сплава. Для бурения хрупких и трещиноватых пород применяют резцы с криволи­нейными режущими лезвиями (рис.д) и иногда кольцевые резцы с двумя режущими элементами (рис. е). Использова­ние резцов торцового резания с передним отрицательным углом (рис.ж), требующих больших усилий и частоты вращения, позволяет расширить область шнекового бурения и применять его в породах с f до 7.

Для лучшей очистки скважин от буровой мелочи рекоменду­ется к спиралям шнека по центральной трубе подавать сжатый воздух (шнеко-пневматическая очистка). Режим шнекового бурения характеризуется усилиями по­дачи, частотой вращения бурового инструмента и эффективно­стью удаления продуктов разрушения.

Шарошечное бурение осуществляется долотами, имеющими в качестве разрушающего органа конусообразные шарошки с фрезерованными зубьями (зубчатые долота) или штырями, армированными твердыми сплавами (штыревые до­лота). При вращении долота шарошки наносят зубьями (шты­рями) удары по забою скважины. Отколовшиеся частицы по­роды удаляются из забоя скважины сжатым воздухом или воз­душно-водяной смесью. По массе и развиваемому усилию подачи станки шарошеч­ного бурения подразделяются на легкие (масса до 40 т, усилие подачи до 200 кН, диаметр скважины 150—220 мм, ра­циональная область применения—породы с f=6-10), сред­ние (масса до 65 т, усилие подачи до 350 кН, диаметр сква­жины 220—270 мм, f=10—14) и тяжелые (масса до 120 т усилие подачи до 700 кН, диаметр скважины 320—400 мм, f> 14). К станкам легкого типа относятся СБШ-160, к стан­кам среднего типа—2СБШ-200Н, ЗСБШ-200, СБШ-250МН; к станкам тяжелого типа — СБШ-320, СБШ-400. Станок СБШК-400 предназначен для бурения пород с f< 10.

Последовательность и продолжительность операций буре­ния скважин зависят от кинематической схемы вращательно-подающего механизма бурового станка.

Зубчатые долота типа С, СТ и Т имеют фрезерованные зубья клиновидной формы с боковыми гранями, армирован­ные твердым сплавом. В диапазоне типов С—Т постепенно увеличиваются общее число и угол заострения зубьев (от 30— 35 до 50—60°) с одновременным уменьшением их шага и вы­соты. Вооружение долот типов ТЗ, ТКЗ, К и ОК выполнено в виде запрессованных в тело шарошек твердосплавных зубьев (штырей) клиновидной формы (ТЗ), полусферической формы (К, ОК) или с чередованием на каждом венце штырей указан­ных форм (ТКЗ). У долот этой группы с переходом от типа ТЗ к типу ОК также увеличивается число штырей, а высота и шаг уменьшаются. Долота типа ТК имеют комбинированное вооружение — с чередованием фрезерованных и твердосплавных зубьев на каждом венце или по отдельным венцам. Стойкость долот ОК составляет 100—150 м в породах с f=14-16.

Доводить долото до полного затупления нецелесообразно, так как при этом средняя скорость бурения снижается на 7— 10 %. Рациональную стойкость долота можно определить по условию минимума затрат на бурение 1 м скважины с учетом вспомогательных операций.

В настоящее время на карьерах для бурения скважин диа­метром от 105 до 160 мм применяют различные станки с погружными пневмоударниками (СБУ-125, СБУ-100Г, СБУ-100П, и др.). Рабочим органом станка является погружной пневмоударник. С помощью клапанного устройства сжатый воз­дух, поступающий по буровой штанге, приводит в поступа­тельно-возвратное движение ударник, наносящий удары по хвостовику буровой коронки. Частота ударов составляет 28—41 в секунду. Одновременно вместе со штангой вращается пневмоударник; вращатель расположен вне скважины. Буровая ме­лочь удаляется из скважин воздушно-водяной смесью или сжатым воздухом.

Основным показателем работы пневмоударников является эффективная удельная энергия удара (на 1 см диаметра до­лота) для достижения постоянной скорости бурения при раз­личном диаметре скважины.

При пневмоударном бурении доля затрат па буровой ин­струмент составляет 30—35%. Буровые коронки имеют диаметр 85—105, 155—160 и 160—200 мм. По числу разру­шающих лезвий различают коронки однодолотчатые (зубиль­ного типа), трехперые, крестовые, Х-образные и штыревые, а по расположению лезвий—одно-, двухступенчатые (с опе­режающим лезвием) и многоступенчатые. Коронки армируются призматическими и цилиндрическими вставками твердого сплава и имеют центральную, боковую или периферийную про­дувку.

Наибольшее усилие подачи на породу обеспечивают одно­ступенчатые долотчатые коронки благодаря минимальной длине лезвия. Но эти коронки интенсивно изнашиваются по высоте и диаметру. При бурении малотрещиноватых пород применяют трехперые коронки (рис. а) диаметром 85—105 мм, а трещиноватых пород—крестовые коронки диамет­ром 155 мм (рис. б); эти коронки имеют опережающие лезвия.

Чтобы предотвратить заклинивание бурового става вслед­ствие обвалов стенок скважины или вывалов отдельных по­родных кусков, применяют конический разбурник с зубьями с наплавленным слоем релита толщиной 3—4 мм. Разбурник устанавливают между пневмоударником и штангой широким концом конуса вниз, разбуривание можно вести во время подъема става.

Термическое бурение скважин осуществляется самоходными огнеструйными буровыми станками, имеющими вращающийся термобур с горелкой; вращением термобура достигается пе­риодическое нагревание всей площади забоя скважины диаметром 220—250 мм.

Основными технологическими операциями термического бу­рения являются: зажигание горелки; собственно бурение, за­ключающееся в подаче вращающегося термобура на забой; расширение при бурении нижней части скважины (при созда­нии котловой полости) или по всей длине заряжаемой ее ча­сти и очистка скважины.

В огнеструйной горелке смешиваются горючее и окисли­тель и образуются высокотемпературные газовые струи, кото­рые, проходя через сопловой аппарат со сверхзвуковой ско­ростью, направляются на забой скважины. Охлаждение го­релки и пылеподавление осуществляются водой и сжатым воздухом. При использовании в качестве окислителя сжатого воздуха рациональны односопловые горелки, позволяющие повысить концентрацию газового потока. Двух- и трехсопловые горелки применяют при окислителе—газообраз­ном кислороде. Стойкость горелок обычно составляет 800— 1000 м.

При термическом бурении хорошо разрушается ограничен­ное количество в основном кварцсодержащих пород. Поэтому его самостоятельное применение оказалось неэффективным. При термическом расширении зарядной части скважины, ра­нее пробуренной шарошечным или другим механическим спо­собом, скорость терморазрушения породы возрастает в 5—10 раз и более, увеличивается число терморазрушаемых пород.

ВСПОМОГАТЕЛЬНЫЕ РАБОТЫ ПРИ БУРЕНИИ

Процесс бурения связан с рядом вспомогательных работ: подготовка рабочих мест буровых станков (площадок уступов), а также самих станков и вспомогательного оборудования к бу­рению скважин; бесперебойное обеспечение станков электро­энергией, материалами, буровым инструментом; учет и обес­печение сохранности пробуренных скважин; перегоны станков; их ремонт; наращивание и перестройка линий электропередач; перемещение силового кабеля.

Подготовка площадок уступов к бурению заключается в освобождении их от оборудования (перенос транспортных коммуникаций, линий электропередач, трансформаторных под­станций и др.), планировке и очистке от снега, выравнивании навалов породы, засыпке углублений, ликвидации возвышений, расширении площадок, устройстве дорог для перемещения станков. Эти работы выполняют с помощью бульдозеров и вспомогательного бурового оборудования (бурильных молот­ков, пневмоударных станков). Далее производят маркшейдерскую съемку подготовленных площадок, вынос проектных отметок расположения скважин на местность, подвод энергии (сжатого воздуха, воды), пере­мещение станков на обуриваемый блок уступа, подключение их к трансформаторным подстанциям и подготовку к работе (подъем мачт, подключение воздушных магистралей, замена бурового инструмента и т. д.). Буровой инструмент, материалы и запасные части достав­ляют на железнодорожных платформах или автомашинах, обо­рудованных кранами.

При концентрации на небольшой площади нескольких бу­ровых станков целесообразно оборудовать в карьере простей­шие передвижные мастерские, служащие также для хранения инструмента, смазочных материалов и мелких запчастей, обо­грева и отдыха рабочих. При вынесении проекта обуривания блока на местность у точек расположения скважин простав­ляются их номера и проектная глубина. Фактическую глубину скважин определяет машинист станка и выборочно—горный ма­стер. Дополнительный контроль выполняют взрывники перед зарядкой скважин. Допустимые отклонения параметров сетки и глубины скважин составляют ±0, 3 м.

Длительность сохранности скважин ограничена. Со време­нем уменьшается фактическая их глубина из-за обрушения стенок скважин, снежных заносов, наездов автомашин и буль­дозеров, сотрясения и т. д. Время повторного разбуривания скважин достигает 5—6 % календарного времени работы бу­ровых станков. Особенно интенсивное обрушение наблюдается у стенок наклонных скважин.

Особенно опасно оплывание скважин в вечномерзлых глини­стых породах в летний период. Для его предотвращения необ­ходимо максимально сокращать переходящий остаток невзор­ванных скважин. В зимний период в устьях скважин могут возникать ледя­ные и снежные пробки глубиной до 2—3 м; при снежных за­носах затрудняется отыскание скважин, особенно при наруше­ниях сетки бурения. В связи с этим необходимо плотно за­крывать устья скважин.

При ручном управлении машинист вынужден постоянно ре­гулировать либо усилие подачи, либо частоту вращения, вы­держивая их постоянными при определенной глубине сква­жины. Автоматизация процесса шарошечного бурения сво­дится к регулированию частоты вращения и усилия подачи на основе анализа в процессе бурения механических и электрических характеристик станка. Частоту вращения буро­вого инструмента можно регулировать в зависимости от уси­лия его подачи на забой, а последнее—в зависимости от ве­личины нагрузки (крутящего момента) двигателя станка. По­дача должна быть плавной и непрерывной, причем усилие подачи долота на забой должно превышать сопротивляемость горных пород разрушению (буримость) и обеспечивать наибо­лее эффективную скорость разрушения. Известны также системы автоматического регулирования усилия подачи (поддержания оптимальной его величины) по заранее заданной технической скорости бурения при постоян­ной частоте вращения бурового става.

Более прогрессивным является регулирование режима бу­рения по допустимому уровню вибрации станка. Усилие по­дачи на долото задается максимальным, а частота вращения регулируется по уровню вибрации, при превышении установ­ленного предела которого датчик вибрации дает команду о снижении частоты вращения става. При таком способе авто­матического регулирования технические возможности буровых станков используются максимально.

Последующая стадия автоматизации процесса бурения свя­зана с переходом к программному управлению буровым стан­ком в соответствии с предусмотренной последовательностью работ исполнительных механизмов станка как в процессе бу­рения, так и при выполнении вспомогательных операций.

ОРГАНИЗАЦИЯ БУРОВЫХ РАБОТ

Организация работы буровых станков должна обеспечить максимальную их эффективность и взаимосвязь бурения с другими процессами на карьере.

Подготовка рабочих мест буровых станков осуществляется по буровым блокам соответственно блоковому взрыванию горных пород. После обуривания (желательно непрерывного) од­ного блока станки перемещают на новый блок соответственно плану горных работ. Подготовительные работы выполняются дорожной бригадой, бульдозеристами, службой высоковольт­ных сетей, маркшейдерской службой, персоналом самого буро­вого цеха, ряда других цехов и участков. Для максимального совмещения работ во времени составляют график их проведе­ния, увязанный с планом работы соответствующих служб. Цель составления графика состоит в том, чтобы, зная состав и длительность всех работ, а также намеченный срок их окончания, определить последовательность их выполнения и необходимые моменты начала каждой работы.

После установления моментов начала всех подготовитель­ных работ определяют возможность перераспределения ресур­сов для сокращения общего времени подготовки. Окончательно установленные сроки выполнения работ передаются соответст­вующим службам, включающим их в свои планы. Контроль за выполнением графиков осуществляют начальник бурового участка и производственный отдел карьера. При ограниченном фронте работ допускается начало обуривания блока при его неполной подготовке. Порядок обуривания блока характеризуется последователь­ностью бурения отдельных скважин, т. е. схемой перемещения станков. При бурении скважин первого ряда станок должен располагаться перпендикулярно к бровке уступа, так, чтобы горизонтирующие домкраты и гусеницы находились вне призмы возможного обрушения откоса уступа.

Порядная схема перемещения станков (рис. а) применяется чаще всего при отставании буровых работ и взрывании одного ряда скважин. При расстоянии между сква­жинами в ряду а общее расстояние передвижки станка между скважинами L= (1, 85 а), а удельное время передвижки на одну скважину составляет 10—12 мин при а = 7-10 м.

Поперечно-диагональная схема перемещения станков (рис.б) целесообразна при числе рядов скважин не более трех и их шахматном расположении. При бурении каждых трех скважин станок проходит расстояние L = (5 а), и выполняет два разворота примерно на 45°. Удельное время передвижки станка - 5 мин.

Поперечно-возвратная схема (рис. в) при­меняется при квадратной сетке скважин. Здесь на каждую скважину расстояние переезда составляет 1, 5 а и приходится примерно 0, 7 разворота на угол 25—30°. Поперечные схемы передвижки обеспечивают значительную экономию машинного времени буровых станков, а также луч­шие условия их эксплуатации и более планомерную подготовку блока к взрыву. При использовании на одном обуриваемом блоке двух-трех станков целесообразно их рассредоточить, вы­деляя для каждого станка отдельный фронт работ. Станки обычно подключаются к общему трансформаторному киоску и обслуживаются общим вспомогательным оборудованием; при этом расстояние между ними не превышает 20—30 м, что обеспечивает фронт работы каждого станка на 2—3 смены. При большей автономности станков (отсутствии общих емко­стей для воды, трубопроводов и т. д.) это расстояние следует увеличивать до 50—100 м, т. е. практически вести бурение на разных крыльях блока.

Номера и проектная глубина скважин, а также общий объем работ указываются при выдаче буровым бригадам смен­ного наряда. В конце смены горный мастер фиксирует показатели выполненного объема бурения; эти данные фиксируются также в диспетчерских сменных рапортах. Наибольшее распространение на откры­тых горных работах получил шарошеч­ный способ бурения. Таким способом вы­полняется до 85 % всех объемов буре­ния, шнековым — около 13 % и удар­ным — до 1 %. Остальной 1 % приходят­ся на термический и ударно-канатный.