Текст книги "Методы расчета главных параметров карьера и комплекта оборудования для производства горных работ "

Автор книги: Юрий Анистратов

сообщить о нарушении

Текущая страница: 1 (всего у книги 5 страниц)

ФЕДЕРАЛЬНОЕ АГЕНТСТВО ПО ОБРАЗОВАНИЮ РФ

ГОСУДАРСТВЕННОЕ ОБРАЗОВАТЕЛЬНОЕ УЧРЕЖДЕНИЕ ВЫСШЕГО ПРОФЕССИОНАЛЬНОГО ОБРАЗОВАНИЯ

РОССИЙСКИЙ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ ГЕОЛОГОРАЗВЕДОЧНЫЙ УНИВЕРСИТЕТ имени Серго ОРДЖОНИКИДЗЕ

Ю.И. Анистратов

Методы расчета главных параметров карьера и комплекта оборудования для производства горных работ

Учебное пособие

2008 год

Анистратов Ю.И.

Методы расчета главных параметров карьера

Учебное пособие. М.: РГГРУ, 2008.

Расчёты технических, технологических и организационных решений при проектировании и производстве горных работ является важнейшей частью деятельности горного инженера.

Целью пособия: 1– помочь студентам в выполнении дипломного проекта, дипломной работы и курсовых проектов по открытой разработке месторождений полезных ископаемых,

– информировать о современных методах принятия решения на основе энергетической теории разработки месторождений полезных ископаемых,

– ознакомить с формой и содержанием графического оформления технических и технологических решений.

© Анистратов Ю.И. © Российский государственный геологоразведочный университет

ОГЛАВЛЕНИЕ

1. Математические модели определения главных параметров открытой разработки месторождения и расчёта комплекта оборудования для производства горных работ на карьере………………………………….. … 4

2. Энергетический метод оценки технологии и механизации добычи полезных ископаемых на карьерах………………………………………. … 34

3. Энергетический расчёт параметров буровзрывных работ на карьерах… 42

4. Энергетический расчет параметров технологии проведения подземных горных выработок с взрывной подготовкой горной массы………………… 54

5. Энергетическая классификация систем открытой разработки месторождений полезных ископаемых……………………………………………………………63

6. Энергетический метод выбора и обоснования систем разработки и вскрытия карьерных полей……………………………………………………..71

7. Энергетическая оценка вскрытия эксплуатационного пространства карьерного поля…………………………………………………………………86

МАТЕМАТИЧЕСКИЕ МОДЕЛИ ОПРЕДЕЛЕНИЯ ГЛАВНЫХ ПАРАМЕТРОВ ОТКРЫТОЙ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЯ ПОЛЕЗНОГО ИСКОПАЕМОГО И РАСЧЕТА КОМПЛЕКТА ОБОРУДОВАНИЯ ДЛЯ ПРОИЗВОДСТВА ГОРНЫХ РАБОТ НА КАРЬЕРЕ

Главными параметрами карьера являются:

конечная глубина – ;

размеры по дну – и ;

углы наклона бортов в рабочей зоне и при погашении – ;

границы карьера на уровне дневной поверхности;

объём горной массы в контурах карьера – ;

запасы полезного ископаемого в контуре карьера – ;

максимально возможная производительность карьера по полезному ископаемому и производительность по вскрыше.

Для проектирования этих параметров используются научные методы и инженерные расчёты, позволяющие получить надежные решения, обеспечивающие эффективную и безопасную отработку месторождения открытым способом.

Критерием эффективности является затраты при открытой разработке месторождения по сравнению с другими способами разработки или затратами на использование потребителем альтернативного сырья. Он выражается в виде коэффициента вскрыши, величина которого показывает во временном или пространственном этапе отработки отношение объёма вскрыши к объёму добываемого полезного ископаемого в м³/м³ или м³/т.

Конечная глубина карьера на месторождениях распространяющихся в глубину, объём горной массы, запасы полезного ископаемого в контурах карьера и границы карьера на уровне дневной поверхности определяются с учётом технических возможностей, безопасности горных работ и экономической эффективности разработки.

Минимальная ширина карьера определяется условиями безопасного ведения горных работ и составляет 30-40 м.

Длина карьера принимается равной протяжённости залежи по простиранию, но не менее 100 м. В случае большой протяжённости залежи по технико-экономическим соображениям, в основном по причине эффективности транспортного обслуживания горных работ, принимается в пределах 3-4 км.

Углы наклона бортов карьера при погашении горных работ определяются устойчивостью обнажения массива горных пород в соответствующих геологических условиях.

Определение главных параметров карьера производится в результате анализа месторождения по геологическим данным.

Для этого используются геометрические методы академика В.В. Ржевского (для пластообразных, вытянутых по простиранию залежей), доктора технических наук А.И. Арсентьева (для мощных рудных тел) и доктора технических наук Б.П. Юматова (для пластообразных тел).

Они наглядны, полностью учитывают природные и технические особенности месторождения и позволяют для выбора рационального сравнение всех вариантов развития горных работ. Однако, эти методы трудоемки.

С появление ЭВМ в мире созданы программы автоматизированного анализа месторождений. Среди них наиболее известными являются английская программа Датамайн, американская программа Текбейс и австралийская программа Сюрпак.

Недостатком этих программ является отсутствие в них адекватной реальному порядку развития горных работ на карьере в течении времени последовательности действий при проектировании.

В действительности развитие открытых горных работ на месторождениях с наклонными и крутопадающими залежами вначале производится с расширением разноса бортов карьера на поверхности в форме рабочей зоны соответствующей технологическим целям горных работ под углами рабочего борта карьера (), затем после достижения предела эффективности открытых разработок – в границах карьерного поля, отстроенных под углами погашения ().

В выше названных программах предусматривается при углублении и перемещении в пространстве рабочей зоны карьера развитие горных работ в виде конуса с максимальным углом бортов карьера, который образуется только в результате окончания горных работ.

С появлением компьютерных программ имеется возможность совместить достоинства графических методов известных ученых с преимуществами в скорости получения результатов анализа месторождения для обоснования главных параметров карьера на ЭВМ.

Метод предусматривает для получения промежуточных и окончательных решений использование геологических материалов месторождения (план поверхности месторождения, погоризонтные планы и разрезы) для компьютерного поэтапного расчета в необходимой последовательности параметров по математическим зависимостям.

Учитывая особенности горизонтальных, пологих, наклонных и крутопадающих пластообразных, жильных, штокообразных и других форм залежей методы различны. Для каждого из них предлагается специальный алгоритм расчёта. Финалом расчёта является составление календарного графика горных работ на карьере, в котором отражается максимально возможная производительность по полезному ископаемому и усреднённая на период 10-15 лет производительность по вскрыше.

Главные параметры карьера и календарный график горных работ в свою очередь являются основанием для выбора механизации и технологии горных работ на карьере.

Пластообразные и протяжённыерудные залежи

Вначале анализа в зависимости от сложности геологического строения залежи пользователь с учетом масштаба чертежа выбирает в нужном направлении величину этапа углубления горных работ (h).

В каждом этапе на разрезе измеряется горизонтальная мощность рудного тела (m_г), а на плане измеряется простирание рудного тела (П).

Предполагая возможную для данного варианта технологию разработки месторождения, пользователь принимает соответствующие технологии разработки углы откоса бортов карьера () и углы откосов бортов карьера при погашении ().

Используя эти данные, расчеты выполняются в последовательности соответствующего алгоритма.

Геометрическая модель рабочей зоны карьера с пластообразной алежью представляет собой сумму V_п + V_к – призмы V_п = ПМ, и конуса V_к с диаметром 1/2М.

Геометрическая модель рабочей зоны карьера с протяжённой рудной залежью () представляет собой сумму V_п + V_к – призмы V_п = Пm_к, где П = m_д – m_к , и конуса V_к с диаметром m_к = m_г .

Параметры

– горизонтальная мощность рудного тела в каждом этапе

– величина углубки работ в этапе

– простирание рудного тела

– разнос борта карьера в этапе

– угол откоса рабочего борта карьера

– угол откоса борта карьера при погашении

Порядок расчётов

1 этап

Разнос бортов карьера при глубине первого этапа под углом .

Объем горной массы в первом этапе.

Объем полезного ископаемого в первом этапе.

Объем вскрыши в первом этапе.

Текущий коэффициент вскрыши в первом этапе.

2 этап

Разнос бортов карьера при глубине первого и второго этапов (Н₂=h₁+h₂) под углом .

Объем горной массы при глубине первого и второго этапов (Н₂).

Объём горной массы во втором этапе.

Объем полезного ископаемого во втором этапе.

Объем вскрыши во втором этапе.

Текущий коэффициент вскрыши во втором этапе.

Следующие этапы n

Разнос бортов глубине этапа n (h₁+h₂+…+h_n).

Объём горной массы при этапов.

Объём горной массы в этапе n.

Объём полезного ископаемого в этапе n.

Объём вскрыши в этапе n.

Текущий коэффициент вскрыши в этапе n.

Максимальный разнос бортов карьера (М_max) под рабочими углами, соответствующий условию

где С_д – допустимая себестоимость добычи полезного ископаемого на данном месторождении (руб/м³ (т);

С_о – затраты на добычные работы открытым способом (руб/м³ (т);

С_в – затраты на вскрышные работы (руб/м³ (т).

Варианты определения:

1) при одинаковой мощности рудного тела по глубине

2) при разной мощности рудного тела в каждом этапе определяется точкой пересечения графика k_n с графиком k_гр.

Глубина карьера при максимальном разносе бортов карьера под рабочими углами.

Объем горной массы в контуре карьера при максимальном разносе бортов карьера.

Максимальная глубина карьера.

Объем горной массы в контуре карьера при максимальной глубине.

Объем горной массы в контурах карьера после достижения максимального разноса бортов карьера под рабочими углами (объём при погашении горных работ).

Объем полезного ископаемого в максимальном контуре карьера.

Объем вскрыши в максимальном контуре карьера.

Средний коэффициент вскрыши в максимальном контуре карьера.

Объем полезного ископаемого после достижения максимального разноса бортов карьера.

Объем вскрыши после достижения максимального разноса бортов карьера.

Количество этапов отработки карьера.

Количество этапов отработки при достижении максимального разноса бортов карьера.

Количество этапов отработки после достижения максимального разноса бортов карьера.

Максимально возможная производительность карьера по полезному ископаемому.

У – скорость углубления горных работ на карьере (с автомобильным транспортом обычно 15 м/год, при железнодорожном -10 м/год).

Время отработки каждого этапа.

Необходимая годовая производительность по вскрыше в каждом этапе.

Построение календарного графика горных работ.

На графике по оси абсцисс указываются годы эксплуатации месторождения, ниже в этом же масштабе времени откладываются последовательно продолжительность отработки каждого этапа (t_i). По оси ординат в виде горизонтальных линий в каждом этапе откладывают годовую производительность карьера по полезному ископаемому и необходимую по горно-геологическим условиям производительность по вскрыше. График вскрышных работ, вследствие геологических особенностей месторождения, получается ступенчатый и для эффективной работы горного предприятия подлежит усреднению. Целью усреднения является получение стабильной годовой производительности карьера.

Усреднение годовых объемов горных работ по вскрыше.

Расчет количества экскаваторов по полезному ископаемому.

Расчет количества экскаваторов по вскрыше.

2. Жильные и штокообразные округлые в плане залежи ()

Геометрическая модель рабочей зоны карьера представляет собой усеченный конус с диаметром дна равного

При анализе для измерения на геологическом разрезе

Порядок расчётов

I этап

Разнос бортов карьера при глубине первого этапа под углом .

Объем горной массы в первом этапе.

Объем полезного ископаемого в первом этапе.

Объем вскрыши в первом этапе.

Текущий коэффициент вскрыши в первом этапе.

2 этап

Разнос бортов карьера при глубине первого и второго этапа под углом .

Объем горной массы при глубине первого и второго этапа.

Объем горной массы во втором этапе.

Объем полезного ископаемого во втором этапе.

Объем вскрыши во втором этапе.

Текущий коэффициент вскрыши во втором этапе.

этап «n»

Разнос бортов карьера при увеличении глубины на следующий этап.

Объем горной массы во всей рабочей зоне при увеличении глубины на следующий этап.

Объем горной массы в этапе «n».

Объем полезного ископаемого в этапе «n».

Объем вскрыши в этапе «n».

Текущий коэффициент вскрыши в этапе «n».

Далее расчёты аналогичны расчётам параметров карьера при разработке пластообразных вытянутых по простиранию залежей.

Мощные рудные залежи

Геометрическая модель рабочей зоны карьера представляет собой

усеченную пирамиду с параметрами: площади оснований – верхняя S_в, нижняя S_н и высота Н.

При расчётах на геологических материалах в каждом этапе измеряется: площадь основания равная площади рудного тела или принятого по технологии разработки дна карьера в этапе или радиус вписанного в геометрический многоугольник площади дна радиус

Порядок расчётов

1 этап

Площадь верхнего контура первого этапа при площади основания этапа S_р1

2.Объем горной массы в первом этапе.

Объем полезного ископаемого в первом этапе.

Объем вскрыши в первом этапе.

Текущий коэффициент вскрыши в первом этапе.

2 этап

Площадь верхнего контура при глубине первого и второго этапа (Н₂ =h₁ + h₂)

Объем горной массы в первом и втором этапе (Н₂).

Объём горной массы во втором этапе.

Объем полезного ископаемого во втором этапе.

Объем вскрыши во втором этапе.

Текущий коэффициент вскрыши во втором этапе.

Расчёты параметров следующих этапов (п. 12 – 17) выполняются в порядке, изложенном для пластообразных вытянутых по простиранию залежей

18. Глубина карьера H_вmax под рабочими углами борта карьера при максимальном расширении площади контура карьера по поверхности S_вmax (R_вmax) определяется по точке пересечения графика текущего коэффициента вскрыши с графиком граничного коэффициента вскрыши.

19. Максимальная глубина карьера в контурах под углами погашения .

20. Объём горной массы в контуре карьера при максимальном расширении контура карьера по поверхности

21. Объём горной массы в контуре карьера при максимальной глубине под углами погашения

22. Объём горной массы в контуре карьера после достижения максимального расширения контура карьера по поверхности

Расчёты параметров в следующих пунктах выполняются аналогично изложенным для пластообразных и протяжённых рудных залежей.

Горизонтальные и пологие пластообразные залежи

Геометрическая модель зоны карьера аналогична предыдущей и представляет собой усеченную пирамиду с параметрами: площади оснований – верхняя S_в, нижняя S_н и высота Н.

Исходные данные:

мощность вскрыши – h_в (измеряется на геологических разрезах в каждом этапе);

мощность пласта полезного ископаемого – h_{п.и .}(измеряется на геологических разрезах в каждом этапе);

угол откоса борта при погашении карьера β _max .

Порядок расчётов

Запасы полезного ископаемого в карьерном поле

V_п.и.= S_н h_п.и .

Объём вскрыши в карьерном поле

V_в = ½( S_н + S_в) h_в .

Средний коэффициент вскрыши

K_ср. = V_в/V_п.и .

Технология разработки горизонтальных и пологих залежей предусматривает одностороннее или двухстороннее развитие горных работ от разрезной траншеи с размещением вскрыши в выработанном пространстве.

Разнос бортов карьера первого этапа под углом и объем горной массы в первом этапе при одностороннем развитии горных работ (а)

при двухстороннем развитии горных работ (б)

5. Объем полезного ископаемого в первом этапе.

6. Объем вскрыши в первом этапе.

7. Объём горной массы во втором и в последующих этапах определяется величиной кратной величине скорости подвигания фронта работ в год (V_п.).

8. Объём полезного ископаемого во втором и в последующих этапах (при скорости подвигания фронта работ V_п в течении года.

9. Объём вскрыши во втором и в последующих этапах ( аналогично при подвигании фронта работ в течении года эта величина будет равна необходимой годовой производительности карьера по вскрыше в данном этапе)

10. Текущий коэффициент вскрыши во втором и последующих этапах

11. Максимально возможная производительность карьера по полезному ископаемому.

12.Время отработки каждого этапа.

13.Необходимая годовая производительность по вскрыше в каждом этапе.

14. Построение календарного графика горных работ.

Выбор и расчёт горнотранспортного оборудования для производства горных работ на карьере с наклонным и крутопадающем залеганием полезного ископаемого

Исходными для расчёта горнотранспортного оборудования являются: годовая производительность карьера по полезному ископаемому Q_п.и. и вскрыше Q_в (из календарного графика) и величина рабочей зоны (из анализа месторождения). Производительность карьера определяет необходимое количество экскавационной техники (пункт 37 и 38), а величина рабочей зоны Н_{м max} при максимальной величине разноса бортов карьера под рабочими углами (пункт 19) – количество транспортной техники.

Количество вскрышных и добычных горизонтов в рабочей зоне карьера

Мощность технологического потока при разработке вскрышного и добычного горизонта

Количество экскаваторов на вскрышном и добычном горизонтах

Всего экскаваторов на вскрыше и добыче

Для расчёта буровой техники используется подпрограмма ( раздел VI) определения диаметра заряда (d_зар.), по которому выбирается параметр станка, и общая длина скважин во взрывном блоке (ΣL_скв.)

Количество буровых станков для одного экскаватора.

Транспортные средства для вскрышного и добычного технологических потоков рассчитывается для первого периода эксплуатации карьера (7-10 лет), т.е. глубины отработки Н = 100-150м исходя из грузоподъёмности (при автотранспорте, расстояния транспортирования груза в технологическом потоке L и длительности рейса t_рейса

Грузоподъёмность кузова транспортных средств

G = (3÷5)Е_ковша ρ.

7. Расстояние транспортирования груза в технологическом потоке (i – уклон трассы, ΔL – расстояние транспортирования груза до отвала или бункера обогатительной фабрики)

Длительность рейса транспортного средства

Количество рейсов в смену (Т_см.)

Производительность транспортного средства в смену

Количество транспортных средств в простом технологическом потоке (для одного экскаватора)

Всего транспортных средств на вскрыше и добыче

Техника для отвалообразования рассчитывается по мощности вскрышного грузопотока

Мощность вскрышного грузопотока

Количество отвалообразующей техники (при автотранспорте бульдозеров)

Рис. Вскрышные технологические потоки (один по разработке четвертичных отложений, другой по разработке коренных пород) и добычной технологический поток.

V . Выбор технологии и механизации вскрышных работ для разработки горизонтальных и пологих пластообразных залежей.

Возможные варианты: перевалка вскрыши в выработанное пространство вскрышной механической лопатой, драглайном или отвалообразователем.

I. Вариант технологии вскрышных работ – перевалка вскрыши в выработанное пространство механической лопатой (Рис. а).

Ширина заходки экскаватора

B = 1,5R_ч.у.

Высота отвала

H_o = Hk_p + 0,25Btgβ

Высота разгрузки экскаватора

h_рН_о – h

4. Расстояние от оси вскрышного экскаватора до верхней бровки

уступа полезного ископаемого (берма безопасности с₁, диаметр базы экскаватора D)

с = c₁ + 0,5D

5. Радиус разгрузки экскаватора:

R_р. c + hCtgα + z + H_oCtgβ

По параметрам h_р и R_р. определяется экскаватор

6. Производительность вскрышного экскаватора

7. Скорость подвигания фронта вскрышных работ.

II. Вариант технологии вскрышных работ – перевалка вскрыши в выработанное пространство драглайном с расположением на кровле вскрышного уступа (рис. б).

1. Ширина заходки экскаватора аналогична ширине заходки механической лопаты.

2. Высота отвала

H_o = Hk_p + 0,25Btgβ

3. Высота разгрузки экскаватора

h_рНо – h – H

4. Расстояние от оси вскрышного экскаватора до верхней бровки

уступа полезного ископаемого (берма безопасности с₁ , диаметр базы экскаватора D)

с = c₁ + 0,5D

5. Необходимый радиус разгрузки экскаватора:

R_р c + HCtgγ + a + hCtgα + z + H_oCtgβ

По параметрам h_р и R_р определяется драглайн. При недостаточности длины стрелы драглайна необходимо приближение его к отвалу расположением на промежуточном горизонте на расстояние L. В этом случае высота верхнего и нижнего подуступов должна быть

H_в = Ltgγ

Н_н = Н – Н_в

6. Расчёт производительности драглайна и скорость подвигания фронта вскрышных работ аналогичен варианту с механической лопатой (п. 6 и 7).

Выполнение анализа месторождения по предложенным математическим зависимостям:

для получения главных параметров карьера в контурах эффективности открытой разработки месторождения,

построения календарного графика горных работ,

выбор и расчёт горного и транспортного оборудования по технологическим процессам с учётом свойств горных пород и природных условий конкретного месторождения позволяет затем определить технологические потоки в карьере, систему разработки, вскрытие карьерного поля месторождения и экономические показатели добычи полезного ископаемого.

Метод выбора бурового станка на карьере.

Основной машиной, определяющей производительность технологического потока на карьере, является экскавационная машина. Его эффективную и безопасную работу должны обеспечивать буровое, зарядное, транспортное, отвалообразующее и вспомогательное оборудование, которое выбирается и рассчитывается как комплект к экскаватору в конкретных условиях природно-технологической зоны.

Выбор бурового станка производится по необходимому диаметру скважины для размещения выбранного для дробления в необходимой степени для экскаватора определённых свойств массива взрывчатого вещества.

Метод базируется на энергетической теории с учётом свойств массива природно-технологической зоны, параметров экскавационного оборудования, свойств взрывчатого вещества, технологических параметров потока и организации работ в нём.

1.Исходные данные.

Свойства массива:

наименование породы………………………………………

плотность породы , кг/м³ (табл.1)……………………….

предел прочности породы на сжатие _сж , Па (табл.1)……

модуль упругости Е , Па (табл.1)……………………………

блочность массива (трещиноватость) d_о.м. , м…(табл.2)….

коэффициент динамичности k_д (табл.3)……………………

Оборудование:

экскаватор…………………………………………………..

вместимость ковша Е_к , м³………………………………...

ширина ковша В, м, (В = 1,2_к )……………………….

производительность П_э , м³/сут. …………………………..

Взрывчатое вещество:

тип взрывчатого вещества …………………………………

полная идеальная работа взрыва F_вв , Дж/кг ………………

плотность заряжания , кг/м³ ……………………………..

начальная скорость движения горной массы при взрыве v_о ,м/с

коэффициент полезного действия взрывчатого вещества

на дробление массива =0,05

Технологические параметры:

высота уступа h , м ………………………………………….

угол откоса уступа , градус……………………………….

безопасное расстояние от верхней бровки С, м ……………

коэффициент разрыхления горной массы в развале k_р ,….

высота развала h_р ,м…………………………………………

порядок взрывания – многорядное, короткозамедленное …

Организация работ:

частота взрывных работ в месяц (время экскавации взорванной горной массы в забое) t, сут………………………………………………..

2. Порядок расчёта .

Необходимый состав горной массы по крупности для экскаватора, м,

d_ср = B/6,5.

Необходимая степень дробления блоков массива

n = d_о.м/d_ср

(при d_о.м d_cр= 1),

Удельная энергия необходимая для дробления массива в необходимой степени, Дж/м³ ,

Удельная энергия необходимая по технологии для формирования развала горной массы в забое (при h_р h), Дж/м³ ,

Расчётный удельный расход взрывчатого вещества для выполнения технологических условий, кг/м³ ,

Линия сопротивления по подошве, м,

W = C + h Ctg.

Расстояние между скважинами, м,

а =W.

Расстояния между рядами при короткозамедленном взрывании, м,

b = W.

Длина перебура, м,

l_п = 0,5qW.

Длина скважины, м,

l_скв. = h + l_п .

Минимальная величина забойки, м,

l_з = l_п .

Максимальная длина заряда, м,

l_зар = l_скв – l_з .

Масса заряда в скважине, кг,

P = aWhq .

Диаметр сплошного заряда, м,

Диаметр скважин, м,

d_скв.d_з .

Конструкция заряда:

заряд сплошной d_скв. = d_з ,

рассредоточенный d_скв.d_з .

Объём взрываемого блока, м³,

V_бл. = t П_э .

Количество скважин во взрываемом блоке,

n_скв. = V_бл./hab .

Общая длина буровых скважин в блоке, м,

L_скв. = l_скв. n_скв. .

Необходимая производительность буровых работ, м/сут.,

П_б = L_скв. / t .

При расчетах для уменьшения диаметра скважин возможен переход на более мощное взрывчатое вещество, однако, вследствие увеличения его стоимости необходима экономическая оценка этого решения.

Таблица 1.

Порода

Предел прочности на сжатие

Предел прочности на растяжение

Предел прочности на срез

Плотность пород

Модуль Юнга

Модуль объёмного сжатия

Коэффициент Пуассона

Па

Па

Па

Па

Па

Песок

50-60

–

–

1400-2000

0,003

–

–

Глина

65-105

4

1-2

1450-2500

0,003

–

–

Уголь

80

5

30

1250

0,18

0,09

0,36

Галит крупнозернистый

215

18

95

2140

2,16

1,28

0,28

Серпентинит

280

23

135

2430

1,08

1,74

0,28

Сиенит

422

34

36

2600

0,80

0,32

0,10

Известняк

450

70

110

2420

2,17

1,71

0,26

Сланец

460

50

70

2460

10,22

6,5

0,24

Кварцит трещиноватый

480

34

38

2730

2,3

1,0

0,12

Известняк с кальцитом

480

–

–

2650

1,02

1,47

0,27

Песчаник

495

–

–

2660

1,25

1,80

0,33

Сиенит – диорит

532

69

–

2720

5,5

2,6

0,26

Известняк микрозернистый

584

–

–

2660

1,62

2,33

0,28

Роговиково – кварцевая брекчия

665

–

–

3180

0,87

1,26

0,28

Массивный известняк

683

–

–

2650

1,36

1,96

0,33

Кварцево-серицитовый сланец

725

–

–

2620

0,89

1,28

0,28

Пелитоморфный известняк

742

–

–

2820

0,89

1,28

0,24

Мрамор (белый)

745

115

244

2720

5,11

2,82

0,25

Мрамор (черный)

750

210

–

2820

5,74

7,09

0,32

Окварцованный сиенит

800

36

–

2740

5,30

2,5

0,26

Сланцы

879

–

–

2700

0,76

1,1

0,20

Известняк доломитизированный

904

–

–

2540

0,83

1,2

0,26

Доломит 1

913

–

–

2950

1,42

2,05

0,33

Конгломерато-брекчия известковая

917

–

–

2550

0,86

1,23

0,28

Джаспероид доломитизированный

918

–

–

2580

1,14

1,64

0,29

Известняк окварцованный

949

–

–

2720

1,19

1,72

0,30

Доломит 2

971

–

–

3090

1,27

1,83

0,24

Песчаник

976

–

–

2540

1,09

1,56

0,30

Алевролит

981

–

–

2810

0,92

1,32

0,26

Известняк Агалатаса

995

23

204

2670

4,42

5,05

0,25

Известняк Хайдаркана

997

50

350

2690

3,97

4,3

0,24

Известняк с кальцитом

1000

–

–

2670

1,45

2,08

0,33

Глинисто-углистый сланец

1020

–

–

2630

1,35

1,9

0,28

Кварцит

1105

60

–

2760

3,6

1,6

0,17

Джаспероид

1172

–

–

2570

0,92

1,33

0,30

Гнейс

1175

–

340

2850

8,35

6,38

0,28

Мрамор (красный)

1200

–

250

2730

6,75

4,74

0,26

Диабазовый порфирит

1300

40

160

2440

2,33

4,56

0,33

Глинистый сланец

1300

45,5

330

2650

4,16

3,02

0,17

Роговиково-кварцевая брекчия

1310

–

–

2490

2,55

1,57

0,20

Измененный туф

1340

41

335

2530

3,23

3,0

0,21

Парагнейс

1395

62

420

2640

4,58

2,5

0,11

Джаспероидо-кварцевая брекчия

1430

–

–

2490

1,09

1,16

0,28

Габбро-диабаз 1

1500

230

–

2850

7,4

5,58

0,26

Гранито-гнейс

1520

–

180

2710

7,57

7,59

0,33

Роговиково-кварцевые брекчии

1525

–

–

2570

1,13

1,62

0,30

Обремененный известняк

1580

–

–

2650

1,25

1,8

0,28

Диабаз

1580

110

–

2870

9,38

6,79

0,27

Глинистый сланец

1595

–

–

2670

0,97

1,4

0,26

Диоритовый порфирит

1600

73,2

370

2750

2,32

4,78

0,33

Порфирит

1600

200

–

2930

8,85

7,78

0,31

Гранит розовый

1720

170

1135

2590

5,74

2,72

0,18

Сланец

1760

40

–

2710

7,6

5,09

0,25

Доломит кристаллический

1885

340

1225

2850

9,83

7,59

0,28

Андезит

1950

89

375

2700

3,36

5,24

0,30

Лиственнит

1950

45,3

340

2700

3,04

6,64

0,17

Песчаник

2150

72

395

2630

3,27

4,28

0,27

Диабаз мелкозернистый

2350

–

–

3040

14,03

10,24

0,27

Роговик

2370

48

375

2590

4,38

6,46

0,28

Гнейсовидный сланец

2300

83

350

2030

4,65

5,32

0,25

Диабазовый порфирит

2580

–

250

2910

10,5

9,84

0,32

Габбро-диабаз 2

2600

140

–

3100

8,6

5,28

0,23

Кварцевый порфир

3355

385

680

2630

6,97

3,54

0,21

* знак умножения х10⁵

Таблица 2

Категория пород по трещиноватости

Степень трещиноватости

(блочности)

массива

Среднее расстояние между естественными трещинами, м

Удельная трещиноватость,

Акустический показатель трещиноватости,

Содержание в массиве отдельностей, %, размером,

>0,3

>0,7

>1

I

Чрезвычайно трещиноватый (мелкоблочный)

До 0,1

>10

0-0,1

До 10

>0

Нет

II

Сильнотрещиноватый (среднеблочный)

0,1-0,5

2-10

0,1-0,25

10-70

До 30

До 5

III

Среднетрещеноватый (крупноблочный)

0,5-1

1-2

0,25-0,4

70-100

30-80

5-40

IV

Мелкотрещиноватый (весьма крупноблочный)

1-1,5

1-0,65

0,4-0,6

100

80-90

40-80

V

Практически монолитный (исключительно крупноблочный)

>1,5

<0,65

0,6-1

100

100

100

Таблица 3

Порода

Модуль упругости

статический

Динамический

Базальт

4,39

7,8

1,78

Габбро

7,1

7,5

1,06

Гранит

6,57

7,1

1,08

Диабаз

7,32

10,6

1,45

Диорит – порфирит

5,3

14,5

2,74

Доломит равномернозернистый

5,05

5,3

1,05

Дунит

14,9

16,4

1,03

Известняк

2,25

5,6

2,50

Известняк глинистый

6,5

6,6

1,01

Кварцит

6,7

8,8

1,32

Конгломерат

7,0

7,9

1,13

Магнетит мелкозернистый

8,2

17,2

2,10

Песчаник

2,6

2,7

1,04

Песчаник кварцевый

4,5

8,6

1,90

Роговик, скарцированный пироксеном

7,8

8,9

1,15

Сиенит

7,4

8,1

1,10

Скарн гранатовый с магнетитом

6,8

9,1

1,35

Скарн пироксен – эпидотовый

0,9

3,2

3,52

Туф альбитофировый

4,7

7,9

1,68

ЭНЕРГЕТИЧЕСКИЙ МЕТОД ОЦЕНКИ ТЕХНОЛОГИИ И МЕХАНИЗАЦИИ ДОБЫЧИ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ НА КАРЬЕРЕХ

В настоящее время проблема энергосбережения является важнейшей задачей в мире. Топливо-энергетические затраты на 1 доллар валового продукта составляют в: Швеции и Франции – 12 МДж, Германии – 15 МДж, США – 23 МДж, России – 35 МДж, Китае – 45 МДж.

Добыча твёрдых полезных ископаемых является самым энергоёмким производством среди промышленных отраслей. Например, при добыче железной руды открытым способом средний расход энергии на добычу и переработку 1 т составляет 45 кВт.ч или 162 МДж (бурение 0,5 кВт.ч, взрывание 0,6 кВт.ч, экскавация 1,5 кВт.ч, транспорт 3,1 кВт.ч, отвалообразование 0,3 кВт.ч, дробление и измельчение на обогатительной фабрике 39 кВт.ч).

Энергозатраты в себестоимости продукции горного предприятия занимают около 50%. Их минимизация обеспечивается формированием горных работ по технологическим потокам в рабочей зоне карьера (рис.1) и соответствием параметров технологии и механизации горных работ их природным условиям.

Рис.1 Схема технологических потоков на карьерах.

Минимизация состоит в расчёте энергозатрат в каждом звене технологических потоков разработки месторождения полезного ископаемого при выборе и обосновании технологии разработки и механизации горных работ.

Энергетический метод оценки, выбора и обоснования технологии и механизации горных работ при добыче полезного ископаемого базируется на закономерностях взаимосвязи технологии разработки, параметров горного и транспортного оборудования с природными свойствами конкретной рабочей зоны месторождения полезного ископаемого.