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: 183

Скачиваний: 5

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

где

W — л. н. с., м;

 

 

 

 

 

 

а — расстояние

между

скважинами, м;

 

 

 

у

— объемный

вес руды,

т/м3 .

 

 

 

 

При

веерном или ярусном

расположении скважинных зарядов

расстояние между концами

скважин определяют

по формулам:

 

 

_ ( 2 b C p - 3 ) W

( 2 £ С р - 3 ) а

 

 

W ™ * ~

L C p +

3

; й™*~

Lcp +

3

'

где

L c p — средняя

глубина скважины,

м.

блока и проекта на

 

На

основе технического

проекта отработки

бурение технический руководитель взрывных работ рудника соста­ вляет проект массового взрыва, утверждаемый главным инженером рудника или комбината.

В проекте массового взрыва указываются технический испол­ нитель, ответственные лица за доставку ВВ, способ заряжания сква­ жин, способ вентиляции, дата производства взрыва, параметры скважин, расчетные показатели и схема монтажа взрывной сети.

Перед составлением проекта уточняются марка ВВ и способ

заряжания скважин. Восстающие

слабонаклонные,

горизонтальные

и нисходящие

скважины целесообразно заряжать

россыпными ВВ

(гранулитом,

зерногранулитом,

игданитом) пневмозарядчиками

ЗДУ-50 или УЗС-1500. Вертикальные наклонные и восстающие скважины заряжают патронированными ВВ; при этом применяют пневмозарядчики толкательного типа, либо составные забойники (табл. 23). В обводненных забоях скважины обычно заряжают па­ тронированным ВВ.

 

 

 

 

 

 

 

 

Т а б л и ц а

23

 

 

 

Техническая

характеристика пневмозарядчиков

 

 

Показатели

 

ПЗС-З

гп - з

ПКЗ-70

ПКЗ-32

УЗС-1500

ЗДУ - 50

Способ

действия

Толкательный

Бросательный

Бункерный

 

Диаметр

з а р я ж а ­

100—200

6 - 150

Более

45—150

70-150

56-100

емых скважин, мм

0 - 9 0

0 - 9 0

100

0 - 9 0

0 - 4 5

0 - 5 0

 

Угол наклона

0 - 4 5

 

скважины

к го ­

 

 

 

 

 

 

 

ризонту,

град

 

 

 

 

82

 

 

Вес зарядчика,

кг

32

23

45 - 6 0

18 - 36

447

 

Организация,

раз ­

Лениногорский

СКГМИ

Н И П И

К а з а х с к и й

работавшая за­

комбинат

 

 

Гормаш

политехни­

рядчик

 

 

 

 

 

 

 

ческий

ин ­

 

 

 

 

 

 

 

 

 

ститут

Производитель­

300-400

600-700

400-500

1500—

50—150

ность

труда

 

 

 

 

3000

к г / м и н

взрывника

п р и

 

 

 

 

 

 

 

з а р я ж а н и и ,

 

 

 

 

 

 

 

кг/чел . - см

 

 

 

 

 

 

 

 

При взрывании применяют различные схемы к. з. в. (рис. 110). Наиболее перспективны схемы волновая и врубовая с увеличенным


коэффициентом сближения заряда, при которых происходит более интенсивное дробление руды. Замедление между скважинами (ря­ дами) принимают 25—50 мс.

Общая длительность первого периода усиленного проветривания после массового взрыва в зависимости от условий обычно составляет 5—15 ч, второго периода (до начала работ в блоке) — до 4—5 суток.

Р и с .

110.

Взрывание

скважинны х

зарядов:

а через

один;

б — волновое;

в — порядное;

г — порядное

 

 

волновое; Э — врубовое

 

Величину заряда с точки зрения сейсмического воздействия на горнотехнические сооружения и выработки проверяют по формуле Г. В. Кузнецова

 

 

 

<? =

85

(IX.8)

где а р — временное сопротивление пород растяжению, кгс/см2 ;

а

* = o , 4 5 ( ^ + i )

-

к о э Ф Ф и ч и е н т ;

 

Нц

— мощность

целика м;

 

 

гп

— расстояние от объекта

до точки

взрыва, м;

тГ

число групп

взрывания.

 

Схему взрывания выбирают так, чтобы вес одновременно взрывае­ мых зарядов не превышал величин, найденных по формуле (IX.8).

Отбойка руды шпуровыми

зарядами.

Применяется почвоуступная

и потолкоуступная системы

отбойки

при вертикальном, горизон­

тальном и наклонном расположении шпуров (рис. 111). Заряды рас­ считывают, исходя из удельного расхода ВВ, равного 0,4—2,5 кг/м3 . С увеличением крепости пород и уменьшением мощности пласта (жилы) расход ВВ увеличивается. Особенно эффективна отбойка крепких руд при разработке жильных месторождений зарядами уменьшенного диаметра (25—30 мм) и ВВ повышенной мощности. Шпуровая отбойка является основным способом добычи руд на за­ рубежных рудниках, где несмотря на повышенную опасность для работающих, чаще применяют потолкоуступную отбойку. При


почвоуступной отбойке уступы сглаживаются и находятся под раз­ рушенной рудой, что затрудняет процесс бурения и взрывания.

Отбойка руды камерными зарядами. Камерные заряды применяют в основном при отработке месторождений мощных и крутого залега­ ния (рудники Кривого Рога, комбинатов «Апатит», Тырныаузского

а

5

Рис. 111. Почвоуступная (а) и потолкоуступ- н а я (б) отбойки

вольфрамо-молибденового и др.). На ряде предприятий этот способ получил название м и н н о й о т б о й к и . Он широко применяется при обрушении междукамерных и междуэтажных целиков, а также

Рис. 112. Отбойка руды камер­

Рис. 113.

Отбойка руды

ными зарядами ВВ на горизон­

камерными

зарядами на

тальное компенсационное про­

вертикальную щель:

странство

1 — заряды BB; г — восста­

 

ющий; з — буровой орт; 4 —

 

карманы

д л я погашения пустот. Сущность способа камерных зарядов заклю­ чается в том, что отрабатываемый рудный массив подготавливают к отбойке рядом вертикальных 2 (рис. 112 и 113) и горизонтальных 3

горных выработок. Из них проходят выработки небольшого сече­ ния (1 X 1 м) и протяженности — минные карманы, в которых и раз­ мещают сосредоточенные заряды ВВ. Иногда из этих карманов для размещения зарядов ВВ проходят углубления также небольшого сечения — минные колодцы. После укладки ВВ и монтажа взрывной

сети их иногда заполняют

забойкой из отбитой при проходке выра­

боток породы.

 

 

Применяют два варианта отбойки руды

камерными зарядами:

на в е р т и к а л ь н о е

(рис. 113) и

г о р и з о н т а л ь н о е

(рис. 112) компенсационное пространство. Рациональный вариант вы­ бирают технико-экономическим расчетом с учетом особенностей от­ биваемого массива руды.

Т а б л и ц а 24

Расчетный удельный расход ВВ и показатель простреливаемости при взрывании различных пород аммонитом № 6 ЖВ

 

Катего­

Катего­

Порода

рия кре­

рия кре­

пости по­

пости по­

 

роды по

роды /

 

E H B и Р

 

Удельный расход ВВ для зарядов, к г / м 3

выброса рыхления

Щ м

Показат простре; ваемості

м /кгдм3

 

 

 

 

 

 

I X

1,5-1,7

_

 

Песок

плотный

ил и

влажный

V I I I

1,2—1,3

Крепкие

глины

 

 

I

V I I I

1—1,15

0,35—0,4

120

 

 

I I I

V I I

1—1,3

0,35—0,45

110

 

 

 

 

 

I I I — I V

V i l a

0,9-1,3

0,3-0,45

Мел

 

 

 

 

I V

V I

0,8—1,35

0,25-0,3

45

Известняк - ракушечник . . .

I V - V

V I

1—1,3

0,35-0,45

V - V I

V I

1,5-1,75

0,5-0,6

20

Туфы

трещиноватые,

плотная

I V — V

V I

1-1,3

0,35—0,45

20

V

V I

1,3—1,5

0,45—0,5

Конгломерат и брекчия на из -

V - V I

V

1,5—1,4

0,4—0,5

Песчаник

на глинистом це­

 

 

 

 

 

менте,

сланец

глинистый,

 

 

 

 

 

известняк, мергель

. . . .

V I - V I I

V

1,15-1,4

0,4-0,5

7 - 1 0

Доломит,

известняк,

магне­

 

 

 

 

 

зит,

песчаник

на известко-

V I I -

IV

1,3-1,7

0,45—0,6

4 - 7

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

V I I I

 

 

 

Известняк, песчаник

. . . .

V I I

I V — I I I

1,3-2,1

0,45—0,7

Гранит, гракодиорит

. . . .

V I I — X

I V — I

1,5-2,15

0,5-0,7

4 - 7

 

 

 

 

 

I X — X I

I I I — I

1,75-2,3

0,6-0,75 2 - 4

 

 

 

 

 

X

I I

1,5—1,75

0,5-0,6

 

 

 

 

 

X

I I — I

2,1—1,15

0,7-0,75

 

Удельный расход ВВ на отбойку руды камерными зарядами мо­ жет быть определен из выражения

q^ifibq^-jijijt^ кг/м3 , (IX.9)

187


где qT

— теоретический удельный расход ВВ на

дробление руды,

кх

определяемый из табл. 24,

кг/м3 ;

 

— коэффициент, учитывающий работоспособность ВВ;

к2

— коэффициент, учитывающий трещиноватость массива и тре­

к3

буемый размер кондиционного куска руды;

— коэффициент показателя

действия взрыва, для ликвида­

 

ции пустот равный 0,42,

для отбойки руды — 1;

&4 — коэффициент, учитывающий забойку зарядов ВВ, при пол­

 

ной забойке равен 1 при ее отсутствии —

2,25.

Вес одного камерного заряда колеблется от 0,5 до 3 т и может

быть

рассчитан по формуле

 

 

 

 

Q = qW3,

кг.

(IX.10)

Л. н. с. изменяется от 6 до 10 м и определяется технологическими особенностями системы разработки и физико-механическими свой­ ствами горных пород. Обычно л. н. с. принимают равной 6—8 м.

Преимущество отбойки руды камерными зарядами заключается в простоте ее технологии. К недостаткам рассматриваемого способа отбойки руды следует отнести большой выход негабаритных кусков, увеличенный расход ВВ на отбойку руды, повышенное сейсмическое воздействие взрыва и большой объем подготовительно-нарезных работ.

Удельный вес этого способа отбойки от объема добычи составляет в настоящее время 10% в черной и 4% в цветной металлургии СССР

иимеется тенденция к его уменьшению.

§54. Взрывные работы на карьерах

Внастоящее время на карьерах применяют в основном отбойку пород вертикальными и наклонными скважинными зарядами диа­ метром 100—300 мм. В отдельных случаях для отбойки пород при­

меняют шпуровые или камерные заряды.

В уступе скважины можно располагать в один ряд (однорядное взрывание), в два или несколько рядов (многорядное взрывание). Число рядов принимают в зависимости от параметров погрузочного оборудования и принятой технологии работ.

Расположение скважин на карьерах характеризуют

следующими

показателями (рис. 114): d — диаметр

скважины (заряда), дм; Н —

высота уступа, м; W — сопротивление по подошве (с. п. п.) — гори­

зонтальное расстояние от оси скважины до обнаженной

поверхности

уступа на уровне его подошвы, м; а — расстояние между

скважи­

нами,

м; с — безопасное расстояние

от

оси скважины

до

верхней

бровки

уступа, м; 13 — длина заряда,

м;

Z3 a 6 — длина

забойки, м;

1П — длина

перебура, м; L — длина

(глубина) скважины,

м; а —

угол откоса

уступа, град.

 

 

 

 

Качество взрыва оценивают выходом негабарита, шириной раз­ вала, фактическими удельными расходами ВВ и буровых работ, величиной заколов и порогов.


Д ля обеспечения нужного качества взрыва скважины бурят по определенной предварительно рассчитанной сетке.

Расчет зарядов. Расчет параметров взрывных работ при методе скважинных зарядов заключается в определении расчетной линии сопротивления по подошве, обеспечивающей хорошую проработку подошвы уступа и заданную степень дробления пород. Угол откоса уступов обычно составляет 60—80° и сопротивление массива взрыву

в нижней

части вертикально пробуренной скважины больше, чем

в верхней. Поэтому за расчетную линию сопротивления

принимают

с. п. п.

 

W.P = (H ctg а + с), м.

(IX.11)

 

 

Расчетное

предельно

преодолеваемое

 

с. п. п. с учетом взаимодействия соседних

 

зарядов определяется по формуле С. А. Да­

 

выдова

 

 

 

Wp

= 5 3 М УЦ- ( 1 , 6 - 0 , 5 т ) ,

 

 

 

(IX.12)

 

где кт

 

• коэффициент трещиноватости;

 

 

для крупноблочных пород

 

 

кт = 1, для сильнотрещино­

А •

 

ватых кг 1,2;

 

плотность ВВ, кг/дм3 ;

eJ360

 

относительная работоспособ­

 

 

ность данного ВВ, или пере­

 

 

водной коэффициент ВВ;

« і

-

работоспособность ВВ в свин­

цовой бомбе, см3 ;

Рис. 114. Параметры рас ­ положения скважин на ус­ тупе

360 работоспособность в свинцовой бомбе аммонита № 6 ЖВ; У объемный вес породы, кг/дм3 .

Приравняв формулы (IX. 11 и IX.12), найдем после несложных преобразований значение требуемого диаметра скважины

ctgq + b)

VДе

26,5 (3,2— m)kT

Формула справедлива, когда значение коэффициента сближения зарядов m = a/W находится в пределах 0,6—1,2. При мгновенном взрывании значение принимается пг = 0,8 -f- 1, а при короткозамедленном взрывании m = 1-і-2 и более.

Расстояние между рядами при мгновенном взрывании прини­ мается (0,6 -=- 0,8) Wp. При короткозамедленном взрывании расстоя­ ние между рядами для скважин первого ряда принимается рав­ ным Wp.

Для усиления действия взрыва заряда на уровне подошвы уступа скважины бурят с перебуром, т. е. на глубину, большую высоты уступа. Глубина перебура составляет (0,1^-0,2) Н или (10^-15) d и