Файл: Кутузов Б.Н. Взрывное и механическое разрушение горных пород учеб. пособие.pdf

ВУЗ: Не указан

Категория: Не указан

Дисциплина: Не указана

Добавлен: 09.04.2024

Просмотров: 188

Скачиваний: 5

ВНИМАНИЕ! Если данный файл нарушает Ваши авторские права, то обязательно сообщите нам.

залегании пластов, заряжание скважин производится рассредоточен­ ными зарядами ВВ, подсоединенными к ДШ, проложенному по всей длине скважины. Скважины с зарядами часто заполняют водой. Достоинство метода заключается в хорошем дроблении угля и не­ значительном пылеобразовании при отбойке.

Отбойка руды. В настоящее время подземная разработка место­ рождений полезных ископаемых производится в основном с отбой­ кой руды взрывным способом. Трудоемкость отбойки достигает 40— 50% общей трудоемкости очистной выемки.

Отличительными особенностями ведения буровзрывных работ в подземных условиях являются: разнообразие горно-геологических условий залегания и способов разработки рудных тел; неразрывная связь буровзрывных работ с технологией отработки месторождения и с применяемым горным оборудованием; разнообразие методов веде­ ния буровзрывных работ; изменение физико-механических свойств горных пород в зависимости от глубины залегания; необходимость проектирования буровзрывных работ с учетом поддержания или обрушения налегающих пород при минимально возможных потерях и разубоживании горной масссы.

По условиям залегания, разработки рудных тел и способам веде­ ния буровзрывных работ месторождения могут быть разделены на следующие группы: рудные тела, отрабатываемые камерными система­ ми разработки с отбойкой скважинными зарядами; то же, с минными зарядами; мощные пологие месторождения, разрабатываемые шнуро­ выми зарядами (с применением самоходного оборудования); маломощ­ ные жильные и пластовые месторождения, отрабатываемые шпуро­ выми зарядами; месторождения со специфическими условиями веде­ ния буровзрывных работ.

Отбойка руды скважинными зарядами диаметром 40—190 мм. При­ менение зарядов увеличенного диаметра наиболее перспективно при разработке мощных месторождений крепких руд с применением боль­ шегрузного погрузочно-доставочного оборудования и большим раз­ мером кондиционного куска (свыше 0,7 м). Отбойка руды зарядами увеличенного диаметра успешно применяется на Тырныаузском, Лениногорском, Зыряновском и на других месторождениях. Примене­ ние зарядов уменьшенного диаметра целесообразно при разработке месторождений средней мощности системами разработки с поэтажной выемкой при небольшом размере кондиционного куска (0,4—0,5 м). Этот способ отбойки широко применяется в Швеции (рудники «Кируна», «Мальмбержет») и в Канаде (рудник «Флин-Флон»).

Различают

параллельное, веерное, ярусное и пучковое (рис. 107)

расположения

скважинных

зарядов в объеме отбиваемой руды.

П а р а л л е л ь н ы е

скважины применяют при низкой стои­

мости подготовительно-нарезных работ, высоких требованиях к ка­ честву отбитой горной массы, необходимости четкого оконтуривания массива, высокой стоимости бурения скважин.

Наиболее распространено в е е р н о е расположение

скважин.

По сравнению с параллельными скважинами эта схема

характери-


зуется некоторым снижением выхода руды с і м скважины, увеличе­ нием расхода ВВ на отбойку и большим выходом негабарита. Од­ нако затраты на подготовку и нарезку блока или камеры, а также на операции по перестановке и транспортированию бурового обору­ дования значительно ниже, чем при параллельном расположении.

ч

6

Рис. 107. Расположение скважинных зарядов:

а — параллельное; б — веерное; в — ярусное; г — пуч­ ковое; 1 — скважины; 2 — отбитая руда; з — буровые орты

Я р у с н о е расположение скважин характеризуется значитель­ ным выходом негабарита, в связи с чем оно не получило широкого распространения. Обычно эта схема расположения зарядов при­ меняется при выемке трещиноватых, хорошо дробимых руд, при ис­ пользовании тяжелых буровых машин с минимальным числом их перестановок и при высокой стоимости подготовительно-нарезных работ.

П у ч к о в о е расположение скважин предпочтительно при при­ менении многошпиндельных буровых агрегатов, позволяющих сни­ зить трудоемкость бурения. Кроме того, эта схема расположения позволяет сконцентрировать энергию разрушения в отдельных

12*

179

участках отбиваемого массива, что в ряде случаев улучшает качество его дробления.

По направлению действия взрыва в пространстве различают от­

бойку руды г о р и з о н т а л ь н ы м и ,

в е р т и к а л ь н ы м и ,

н а к л о н н ы м и

 

и р а д и а л ь н ы м и

п р и р е з к а м и

а

і

п

 

ш

Рис. 108. Расположение скважинны х зарядов по

направлению действия

взрыва:

а — горизонтальными прирезками;

б — вертикальными;

в наклонными и радиальными;

I — I I I стадии вы­

емки

(рис. 108). Выбор рациональной схемы производится с учетом пре­ обладающей трещиноватости массива и принятой системы разработки.

По условиям действия взрыва применяют отбойку руды н а о т ­ к р ы т о е в ы р а б о т а н н о е п р о с т р а н с т в о с о д н о й

о б н а ж е н н о й

п о в е р х н о с т ь ю

(отработка

основных за­

пасов в камерах), с

н е с к о л ь к и м и о б н а ж е н н ы м и п о ­

в е р х н о с т я м и

(отработка целиков)

и н а

з а ж а т у ю

с р е д у .

 

 

 


При начале работ в камере проходят восстающий, в результате расширения которого образуется отрезная щель и на нее ведется отбойка (рис. 109).

В процессе отбойки руды в камере образуется пустое пространство, которое в дальнейшем заполняется обрушенной с боков и потолка камеры породой. Анализ дроблепия руды с изменением параметров

6

1

Рис. 109. Последовательность работ по отбойке руды в камере:

1 — восстающий; 2 — буровые

орты; 3 — скважины;

4 — отбитая

руда

отрезной щели или компенсационного пространства показывает, что выход крупных кусков увеличивается с увеличением размеров от­ резной щели. Это объясняется тем, что при небольшом размере ком­ пенсационного пространства летящие куски руды подвергаются до­ полнительному дроблению при ударе о противоположную стенку камеры. С удалением отбиваемого слоя от стенки эффект дробления от соударения снижается.

Для повышения устойчивости камер на ряде рудников СССР при­ меняется взрывание на разрушенную ранее породу, заполнившую выработанное пространство камеры. При взрывании происходит

уплотнение прилегающих к взрываемому массиву разрушенных по­ род и их смещение до 3 м в зоне контакта со взрываемым массивом. Зона уплотнения имеет размеры 20—30 м. Общий коэффициент раз­ рыхления руды в уплотненном участке должен быть не менее 1,2. При более низких коэффициентах разрыхления происходит пере­ уплотнение руды, что затрудняет ее выпуск из камер. При таком взрывании энергия, не расходуемая на отбрасывание породы, ис­ пользуется на дополнительное дробление, что обеспечивает сниже­ ние выхода крупных кусков. Кроме того, если создать в блоке ком­ пенсационный объем из расчета, чтобы после взрыва общий коэф­ фициент разрыхления руды был ^1,2 . можно за один прием взорвать весь блок. Особенно эффективно расположение компенсационной щели в середине блока при встречном взрывании. Физическая сущ­ ность явлений и методика расчета зарядов при блоковом взрывании с малым объемом компенсационного пространства изучены пока слабо, и работы в этом направлении продолжаются.

При отбойке руды в камерах массив обуривают из буровых вы­ работок, имеющих следующие сечения: при бурении скважин маши­ нами с погружным пневмоударником 2,5 X 2,5 м; при шарошечном бурении З X 3 м; при бурении выносными пневмоударниками облег­ ченного типа 2 X 2 м.

Анализ многолетней практики отбойки позволяет рекомендовать следующую глубину скважин: 10—15 м при бурении мощными пер­ фораторами КС-50, ПТ-55, ПТ-65; 15-20 м - станками БУ-70; 2 0 - 40 м — станками с погружными пневмоударниками (НКР-ЮОм, НКР-85) 30 м станками шарошечного бурения.

Основным фактором, определяющим качество дробления, яв­ ляется расход ВВ на отбойку. Оптимальное его значение опреде­ ляется на основе экономико-математического моделирования очист­ ной выемки единицы объема (веса) с учетом затрат на подготовительнонарезные работы, потерь и разубоживания руды.

Удельный расход ВВ на отбойку,

обеспечивающий качественное

дробление руды, определяется по формуле

 

 

q = q^jk^skik^,

кг/т,

(IX.7)

где qT

теоретический

удельный расход ВВ

на дробление руды,

kt

кг/т;

 

 

 

— коэффициент,

учитывающий

работоспособность ВВ;

к., — коэффициент,

учитывающий трещиноватость массива и тре­

к3

буемый размер кондиционного куска руды;

— коэффициент,

учитывающий схемы расположения зарядов;

4

— коэффициент,

учитывающий

условия

действия зарядов;

к5

— коэффициент,

учитывающий

плотность заряда;

кв

— коэффициент, учитывающий диаметр

скважин.

При теоретическом

расходе ВВ на дробление руды обеспечивается

качественная отбойка

массива средней трещиноватости

патрониро­

ванным аммонитом

№ 6 ЖВ в параллельных скважинах

диаметром

105 мм при одной

обнаженной поверхности.

 


Значения теоретического расхода ВВ на дробление руды в зави­ симости от коэффициента крепости пород

/

6—8

8—10

10—12 12—14 14—16 16—18 18—20

Свыше 20

Зт

0,4—0,5

0,5—0,6 0,6-0,7 0,7-0,9 0,9 - 1 1-1,2 1,2-1,3

1,3-1,5

Коэффициент кг

 

равен отношению значений теплоты взрыва при­

меняемого и эталонного ВВ (аммонита № 6 ЖВ).

 

Трещиноватость

учитывают

формулой

 

 

 

 

 

ft„ =

5 , 5 } / 5 l .

 

где

1тр — среднее расстояние между видимыми трещинами,

замерен­

 

ное но стенкам выработок в объеме отбиваемого

массива,

 

ZT p

= 0,01 ~ 0,1 м;

 

 

 

ZK — размер

кондиционного куска, м.

 

Коэффициент к3

при параллельном расположении скважин равен 1,

при веерном расположении скважин он принимается 1,1—1,2, при ярусном 1,3—1,5.

Значения коэффициента А*4 следует принимать:

1 — при отбойке

на одну обнаженную плоскость,

0,7—0,9 — на две обнаженные пло­

скости и 1,3—1,4 — на зажатую

среду.

 

При заряжании скважины патронированным

порошкообразным

ВВ вручную къ

= 1, при пневматическом заряжании россыпным ВВ

къ

= 0,9 0,95,

при

использовании водонаполненных

ВВ къ =

=

0,85 — 0,9, при прессованных патронированных ВВ кь

= 0,8 —

— 0,85. '

 

 

 

 

 

Коэффициент кв

=

1 при диаметре скважин 105 мм. При взрыва­

нии скважин другого

диаметра его значение может быть

получено

из

выражения

кв

= d/105.

руды, за­

 

Определив

по формуле (IX.7) расход ВВ на отбойку

даются коэффициентом сближения скважинных зарядов, который

рационально выбирать в пределах от 1 до 2.

Исходя из вместимости

скважин,

определим выход руды с і м

скважины

7,85 • 10-4rf2д/с7

D

із =

9

, м ,

 

 

где d — диаметр скважины, мм;

 

А — плотность ВВ в заряде, г/см3 ;

 

А", коэффициент, учитывающий

неполное заряжание скважин.

Величина коэффициента к1 составляет при параллельном распо­ ложении скважин 0,8—0,9, при веерном 0,7—0,8 и при ярусном 0,5— 0,7. Параметры параллельного расположения скважин определяют

по формуле (VI.47). При веерном

расположении скважин основные

параметры можно определить из выражений:

W = V ^ ;

a =

г

\ f ^ ,

f

my '

 

у