Вними угол откоса карьера

Методы расчёта устойчивости уступов и бортов карьеров.

Существующие расчетные методы условно можно разделить на две группы — строгие и приближенные.

В расчетах по строгим методам используют математический аппарат механики сплошных сред. В практике горного дела наибольшее распространение получили приближенные методы, основанные на допущении, что сдвижение происходит по определенным для данных условий поверхностям, по которым сдвигающие силы превышают удерживающие. Исходя из этого допущения, основное условие устойчивости горных пород в откосах может быть записано в виде:

где SS_i — сумма сил, удерживающих откос от сдвига по наиболее слабой поверхности; ST_i —сумма сдвигающих сил по этой поверхности.

Отношение суммы удерживающих сил к сумме сдвигающих носит название коэффициента запаса устойчивости (n = SS_i/ST_i). Наиболее слабой является та поверхность, по которой это отношение наименьшее. Поверхность, по которой действуют силы с отношением n = 1, называют предельно напряженной или поверхностью скольжения.

Форма и местоположение в массиве поверхностей скольжения зависят от ориентировки в пространстве тектонических нарушений, слоистости, сланцеватости и других крупных поверхностей ослабления, от механических характеристик и объемного веса пород, от высоты и угла наклона откоса. Существенное влияние на устойчивость откосов оказывает также наличие водоносных горизонтов, водоемов, открытых и подземных водостоков в окрестностях карьера.

При расчетах устойчивости откосов рассматривают обычно две формы поверхностей скольжения: плоскую и круглоцилиндрическую.

Плоскую форму принимают в тех случаях, когда углы падения пород, слагающих откос, больше угла внутреннего трения по контактам слоев и меньше угла рабочего откоса уступа, т. е. в условиях, при которых происходит подрезка контактов между слоями. Плоская поверхность скольжения наблюдается и в тех случаях, когда происходит подрезка дизъюнктивных нарушений или ярко выраженных трещин, падающих в сторону выемки под углами, превышающими угол внутреннего трения пород.

В остальных случаях при расчетах устойчивости откосов в связных горных породах (преимущественно при однородном или слоистом строении массива) принимают, как правило, круглоцилиндрическую поверхность скольжения.

Сопротивление сдвигу горных пород является величиной переменной, зависящей от ряда факторов, в том числе от нормальных напряжений, действующих по поверхности сдвига, т. е. t = f(s_n). Обычно эту зависимость представляют в графической форме. В общем виде она криволинейна, однако в определенных пределах может быть заменена прямой

где t_o—сцепление горной породы; (j—угол внутреннего трения, тангенс которого является коэффициентом внутреннего трения; s_n и t—нормальная и касательная составляющие напряжений по предельно напряженным площадкам, из которых слагается поверхность скольжения.

Большая протяженность бортов дает возможность при расчете их устойчивости ограничиваться решением плоской задачи объемного напряженного состояния.

Профессор Г.Л. Фисенко разработал формулы, по которым определяются предельная высота вертикального откоса в слоистом массиве, когда слои падают в сторону массива или, наоборот, в сторону выемки.

При круглоцилиндрической поверхности скольжения оценку устойчивости откосов производят следующим образом.

Участок откоса АБВ (рис 22.2), ограниченный поверхностью скольжения АВ₁В, делят на ряд вертикальных полос 1, 2, 3. одинаковой ширины а. Принимая средние высоты полос условно за их веса Q_i, разлагают последние на касательные и нормальные составляющие к поверхности скольжения.

Рис 22.2 Схема к расчету устойчивости откоса при круглоцилиндрической поверхности скольжения.

Просуммировав отдельно отрезки касательных и нормальных составляющих (с учетом их масштаба) и измерив длину расчетной поверхности скольжения L, составляют соотношение:

n = ————————-(22.3)

В этом выражении знаменатель представляет сумму сил, сдвигающих оползневой клин, а числитель—удерживающих его. При этом, чем больше значение n, тем более устойчив откос. При n = 1 откос находится в состоянии предельного равновесия.

В верхней части откоса часто наблюдается поверхность отрыва BB₁ (вертикальная трещина), высота которой может быть определена по специальной формуле. При появлении поверхностей отрыва значение расчетной силы сцепления уменьшается. Поэтому при расчетах следует принимать L, равное длине линии скольжения AB₁, т. е. не включать в нее высоту трещины отрыва h_p/2.

При расчетах устойчивости уступов и бортов карьеров по круглоцилиндрической поверхности большую сложность представляет определение её местоположения. Иногда это делают методом последовательного приближения, что связано с трудоемкими вычислениями, профессор Г. Л. Фисенко предложил определять её местоположение, используя положения теории сыпучей среды.

Поверхность скольжения можно построить и по данным маркшейдерских наблюдений. Если направления векторов от верхнего основания откоса к нижнему постепенно выполаживаются, а значения их остаются примерно одинаковыми, то это свидетельствует о движении сползающей части уступа как одного целого. В этом случае поверхность скольжения строят так, как показано на рис. 22.3.

Рис. 22.3 Построение поверхности скольжения по данным маркшейдерских наблюдений (стрелками указаны векторы сдвижения).

Положение поверхности скольжения оползня можно определить также путем инклинометрических измерений в скважинах, пробуренных в оползневом массиве. С помощью этих измерений определяют искривление ствола скважины и по измеренному значению его кривизны на отдельных интервалах устанавливают местоположение поверхности скольжения оползня, поскольку наибольшим искривлениям подвергается отрезок скважины, расположенный в зоне формирования поверхности скольжения.

Для ориентировочного определения углов наклона бортов карьеров «Инструкция по наблюдениям за деформациями бортов, откосов, уступов и отвалов на карьерах и разработке мероприятий по обеспечению их устойчивости, Л, ВНИМИ, 1971» рекомендует пользоваться значениями, представленными в табл. 22.1, составленной на основании результатов многолетних наблюдений за устойчивостью откосов в различных горно-геологических условиях.

Рекомендуемые значения углов наклона бортов карьеров для различных горно-геологических условий.

Рассмотренные методы расчёта устойчивости уступов и бортов карьеров не учитывают особенностей высоконапряжённых массивов, сложенных скальными породами. К ним относятся:

* гравитационно-тектоническое поле естественных напряжений;

* иерархично блочное строение.

Вследствие этих особенностей нарушения устойчивости уступов и бортов карьеров происходят в виде образования вывалов пород, ограниченных структурными неоднородностями различных порядков.

Здесь, по аналогии с подземными выработками, также может быть выделена некоторая «ослабленная зона», в пределах которой связи между отдельными структурными блоками существенно нарушаются под совокупным воздействием динамических технологических нагрузок (главным образом, от взрывных работ), процессов перераспределения статических полей напряжений и процессов выветривания пород.

Как показывают результаты наблюдений и инструментальных измерений мощность этой «ослабленной зоны» может достигать нескольких метров.

Поскольку качественной разницы между процессами образования «ослабленной зоны» в подземных выработках и при открытой разработке скальных месторождений нет, здесь может быть применён тот же метод расчёта параметров «ослабленной зоны», который рассматривался нами ранее.

Преимуществом этого метода является точный учёт статического поля напряжений, особенно это важно сточки зрения возможности прямого учёта горизонтальных напряжений тектонического происхождения, а также дифференцированный подход к учёту прочностных свойств именно тех структурных неоднородностей (эффективных структурных неоднородностей), по которым возможно разрушение и образование вывалов пород, т.е. нарушение устойчивости уступов и бортов.

В результате применения этого метода в условиях Ковдорского комплексного апатит-бадделеит-магнетитового месторождения оказалось возможным для отдельных участков карьера рекомендовать конструкцию борта с вертикальными уступами высотой 30 м.

Обоснование устойчивого угла наклона борта карьера по методике ВНИМИ

Исходные данные

Вариант — 16

Определение граничного коэффициента вскрыши

Граничный коэффициент вскрыши рассчитывают по общеизвестной методике с использованием формулы, которая учитывает достигнутые стоимостные показатели открытых и подземных технологий

где К_Г — граничный коэффициент вскрыши, м 3 /т;

С_П — себестоимость добычи единицы полезного ископаемого подземным способом 65 долл./т;

С_О — себестоимость добычи единицы полезного ископаемого открытым способом 20 долл./т;

С_В — себестоимость вскрышных работ 4,0 долл./т.

м 3 /т

Для полученного значения граничного коэффициента вскрыши выполняют предварительную оценку конечных границ открытых разработок.

Определение конечной глубины карьера

Ориентировочная глубина вычисляется по формуле профессора Б.П. Боголюбова

где Н_К — конечная глубина карьера, м;

К_ИЗВ — коэффициент извлечения руды из слоя, равный 0,95;

М — горизонтальная мощность залежи, м;

b_В, b_Л — углы откоса бортов карьера соответственно со стороны висячего и лежачего боков залежи 40 0 .

Среднюю горизонтальную мощность залежи определяют по формуле равновеликих площадей

где d — диаметр рудного тела 100 м.

м

тогда конечная глубина карьера равна

м

Обоснование устойчивого угла наклона борта карьера по методике ВНИМИ

Инженерные методы расчета, используемые при проектировании откосов бортов карьеров, базируются на теории предельного равновесия, т.е. на равновесии сдвигающих и удерживающих откосов сил.

Согласно данной теории при обосновании устойчивого угла откоса борта, вначале вычисляют глубину трещины отрыва Н₉₀ согласно расчетной схемы, приведенной на рис. 1, а затем по графику плоского откоса ВНИМИ (рис.2) устанавливают предельно устойчивый угол откоса b_У.

где g_П — плотность породы 2,5 т/м 3 ;

С_М — удельная сила сцепления пород в массиве, МПа

j — угол внутреннего трения пород 35 0 .

Удельную силу сцепления пород вычисляют по переходной формуле

где l — коэффициент структурного ослабления массива, который зависит от применяемой технологии формирования откоса (l=0,21 при буровзрывной технологии);

МПа

м

Для правильного пользования графиком плоского откоса вычисляют коэффициент высоты Н / .

Затем по графику плоского откоса (рис.2) находим расчетное значение угла нерабочего борта b_Р , соответствующее углу внутреннего трения в массиве j.

Расчетные значения угла нерабочего борта b_Р всегда больше принятых в предварительных расчетах b_В(b_Р>b_В) для того, чтобы обеспечить достаточный запас устойчивости.

Вними угол откоса карьера

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 .

— 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

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.

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

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/м 3 (т);

С_о — затраты на добычные работы открытым способом (руб/м 3 (т);

С_в – затраты на вскрышные работы (руб/м 3 (т).

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

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.

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.

Разнос бортов карьера при увеличении глубины на следующий этап.

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

Определение контуров и этапов отработки глубоких карьеров

“Северо- Восточный федеральный университет

им. М. К. Аммосова”

КУРСОВОЙ ПРОЕКТ

По дисциплине: «Проектирование карьеров»

Тема: «Определение контуров и этапов отработки глубоких карьеров»

Выполнил: ст.5 курса гр. ОГР –11

Проверил: Панишев С. В

г. Якутск – 2016 г

1. Исходная информация………………………………………………………..
2. Определение граничного коэффициента вскрыши……………………….

3. Определение конечной глубины карьера……………………………………

4. Обоснование устойчивости угла наклона борта карьера по методике ВНИМИ ………………………………………………………………………….

5. Определение конструктивного угла наклона борта карьера……………….

6. Отстройка борта с горизонтальным расположением предохранительных берм ………………………………………………………………………………

7. Расчеты этапов отработки карьеров ……………………………………….

8. Режим горных работ карьера ………………………………………………..

9. Календарный план горных работ ……………………………………………

10. Использованная литература……………………………………………….

Вариант №3.
Диаметр рудного тела – 100 м;

Высота рабочего уступа – 15 м

Высота уступа погашения – 45 м

Угол откоса уступа – 65°

Ширина съезда – 20 м

Ширина бермы безопасности – 10 м

Уклон съезда – 12%

Угол внутреннего трения – 35°

Себестоимость, долл./т, м 3 :

— 1 т. руды подземным способом – 50 долл.

— 1 т. руды открытым способом – 30 долл.

— 1 м 3 вскрыши открытым способом – 2,5 долл.

1. Исходная информация

— со стороны висячего бока

— при глубине до 500 м

— промежуточный контур (1 этап)

Граничный коэффициент вскрыши рассчитывают по общеизвестной методике с использованием формулы, которая учитывает достигнутые стоимостные показатели открытых и подземных технологий:
,

где, К_Г – граничный коэфф. вскрыши, м 3 /м 3 , м 3 /т;

С_П = 50 долл./т. – Себестоимость добычи единицы полезного ископаемого подземным способом;

С_О = 30 долл./т. – Себестоимость добычи единицы полезного ископаемого открытым способом без учета затрат на производство вскрышных работ;

С_В =2,5 долл./м 3 – себестоимость вскрышных работ;

3. Определение конечной глубины карьера
При предварительной оценке конечной глубины карьера учитывают фактически достигнутые углы погашения нерабочих бортов для аналогичных горнотехнических условий.

Для новых месторождений углы устойчивых откосов уступов и бортов часто принимают на основе опыта их отстройки на действующих горнодобывающих предприятиях.

По формуле проф. Б. П. Боголюбова вычисляют ориентировочную глубину карьера:

где Н_к – глубина карьера, м;

К_извл = 0,95 – 0,96 – коэфф. извлечения руды из слоя;

М – горизонтальная мощность карьера;

β_в = β_л = 40° – углы откоса бортов карьера соответственно со стороны висячего и лежачего боков залежи, град.

Среднюю горизонтальную М мощность залежи определяют по формуле равновеликих площадей. То есть, например, круглую форму месторождения кимберлитовой трубки в плане, заменяют равновеликим квадратом, используя следующие формулы:

где d = 100 м – диаметр кимберлитовой трубки;
тогда,

4. Обоснование устойчивости угла наклона борта карьера по методике ВНИМИ
Инженерные методы расчета, используемые при проектировании откосов бортов карьеров, базируются на теории предельного равновесия сдвигающих и удерживающих откос сил.

Согласно данной теории при обосновании устойчивого угла откоса борта, вначале вычисляют глубину трещины отрыва Н₉₀ согласно расчетной схемы, приведенной на рис. 1, а затем по графику плоского откоса ВНИМИ (рис. 2) устанавливают предельно устойчивый угол откоса β_у,

где _П — плотность породы 2,5 т/м 3 ;

С_М — удельная сила сцепления пород в массиве, МПа

 — угол внутреннего трения пород 35 0 .
Удельную силу сцепления пород вычисляют по переходной формуле

где  — коэффициент структурного ослабления массива, который зависит от применяемой технологии формирования откоса (=0,21 при буровзрывной технологии);

Для правильного пользования графиком плоского откоса вычисляют коэфф. высоты Н / ,

Затем по графику плоского откоса (рис. 2) находят расчетное значение угла нерабочего борта β_р = 47, соответствующее углу внутреннего трения в массиве φ.

Расчетные значения угла нерабочего борта β_р всегда больше принятых в предварительных расчетах β_в (β_р = 47° > β_в = 40°) для того, чтобы обеспечить достаточный запас устойчивости.