Файл: Миндели, Э. О. Разрушение горных пород учебное пособие.pdf

ВУЗ: Не указан

Категория: Не указан

Дисциплина: Не указана

Добавлен: 14.10.2024

Просмотров: 282

Скачиваний: 0

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

массы при взрывной отбойке. Процесс разрушения горных пород взрывом характеризуется определенным пределом энергоемкости качественного дробления. Поэтому при превышении этого предела путем чрезмерного сгущения сетки скважин или увеличения удель­ ного расхода ВВ качественные показатели дробления частично ухуд­ шаются.

Улучшение дробления трещиноватых пород можно достичь уменьшением диаметра зарядов. Однако уменьшение диаметра за­ рядов сказывается лишь при дроблении крупноблочных массивов вследствие того, что на практике применение скважин малого диа­ метра в первом ряду повлекло за собой увеличение их числа на уступе пропорционально отношению квадратов диаметров скважин,

атакже увеличение расходов на буровые работы при применении зарядов уменьшенного диаметра.

При дроблении трещиноватых сред учитывается также направле­ ние трещпн. Направленность зарядов относительно систем трещин существенно влияет на результаты дробления пород взрывом. Уста­ новлено, что оптимальными условиями взрыванпя участка будут такие, когда одна система трещпн параллельна направлению отбойки,

адругая перпендикулярна ему.

Поэтому при планировании параметров буровзрывных работ на горных предприятиях необходимо учитывать трещиноватость масси­ вов. Регулировать дробление трещиноватых горных пород можно

изменением:

расчетного расхода ВВ, диаметра заряда, величины

л. с. п. п.,

сетки скважин, вида ВВ, конструкции заряда, схемы

п интервала замедления.

Для каждых конкретных горно-геологических условий можно расчетно-экспериментальным путем установить сочетание оптималь­ ных параметров буровзрывных работ, при которых эффективность дробления трещиноватых сред будет достаточно высока.

§ 118. Применение плоских зарядов ВВ на карьерах

При рассмотрении отбойки крепких углей в подземных условиях была показана эффективность применения для этих целей плоских зарядов ВВ п рассмотрена теория действия плоского заряда ВВ в среде, показано, что применение плоских зарядов позволяет повы­ сить степень равномерного дробления горной массы за счет увели­ чения напряжений в удаленных точках массива при меньшем коэф­ фициенте геометрического расхождения. В настоящее время теоре­ тически и практически доказана эффектпвность применения плоских зарядов ВВ для разрушения крепких горных пород и в условиях открытых горных работ. Установлено, что ориентировка плоских зарядов относительно свободной поверхности должна обеспечить условия, при которых достигается максимальное использование растягивающих напряжений в падающей и отраженных волнах. Таким условиям удовлетворяет расположение зарядов параллельно свободной поверхности. В этом случае плоская волна, достигая сво­ бодной поверхности при минимальных потерях энергии, трансфор­

507


мируется в волну растяжения. Высокие растягивающие иапряжеиия на фронте плоской волны обеспечивают интенсивное разрушение массива по линии зарядов.

Использование энергии плоских волн напряжений для разруше­ ния пород в условиях открытых горных работ ведется двумя путями: бурением и взрыванием скважин щелевидной формы и взрыванием

 

 

 

 

парносближенных

скважинных

за­

 

 

 

 

рядов

ВВ.

 

 

 

 

плоских

 

 

 

 

С целью использования

 

 

 

 

зарядов для взрывной отбойки креп­

 

 

 

 

ких пород создана технология огне­

 

 

 

 

вого

бурения

скважин

щелевидиой

 

 

 

 

формы

 

станками

СБО.

В

основу

 

 

 

 

технологии положен принцип рас­

 

 

 

 

ширения

цилиндрических

скважин

 

 

 

 

сменными горелками-расширителями

 

 

 

 

без

вращения

термобура.

 

 

 

 

 

 

 

Щели разбуривали по следующей

 

 

 

 

схеме (рис. 276). После проходки

 

 

 

 

цилиндрической

скважины

мини­

 

 

 

 

мального диаметра термобур под­

 

 

 

 

нимали на поверхность

и стандарт­

 

 

 

 

ное днище горелки заменяли одно-

 

 

 

 

илп

двухсопловым

расширителем

 

 

 

 

с углом

наклона

сопла к

оси тер­

 

 

 

 

мобура 50°. Затем зажженный факел

 

 

 

 

расширителя ориентировали в нуж­

 

 

 

 

ном направлении и термобур опуска­

f u c . a / а.

Схема

разбурпванпя

ли на

забой

скважины,

где

выдер­

щелевпдного котла скважпны огне­

живали без вращения 5

мин.

После

вого бурения односопловым тер­

этого

поступательным

движением

 

— контур

мобуром:

вверх

без вращения

со

скоростью

1

щ?ли;

2 — крыто щели;

2,5 м/ч разбуривали щель.

 

 

 

>'

— факел; 4 — тер.чобур односопловый;

 

 

па­

 

о — цилиндрическая скважина

Как

 

показали

наблюдения,

 

 

 

 

раметры

щелей существенно

зави­

сят от скорости разбуривания. С уменьшением скорости подъема термобура объем и длина профиля щели увеличиваются. На отдель­ ных участках скважин в хорошо буримых породах при скорости раз­ буривания двухсопловой горелкой 4—5,5 м/ч длина щели увеличи­ валась до 630—670 мм. Ширина щелей во всех Опытах не превы­ шала 210—220 мм.

Для проверки теоретических положеипй по разрушению горных пород зарядами плоской формы на руднике НКГОКа был проведен взрыв щелевидных скважин с параметрам, близким к расчетным.

Размеры щ елей в сечении определяли из условия равенства их объемов

в экспериментальны х скваж инах,

которое

аналитически

вы раж ается зависи­

мостью

 

 

 

 

 

*.<>щ =

4

П

__

I

(X X V I I .1)

 

=ла[ц.)щ,

508


где ащ — длина щели; Ьщ — ширина щели; dK — принятый на карьере диаметр

котловых зарядов в скважинах огневого

бурения

(на НКГОКе

d K = 30 см).

В связи с тем, что ширина щели для существующей конструкции термобура

является величиной постоянной (2ЬЩ =

22 см =

const), можно

определить

длину щели из следующего выражения:

 

 

 

2ащ—2Ьщ

41 см.

 

 

Скорость разбуривания, необходимую для получения щели длиной 41 см, устанавливали экспериментально, она составила для двухсопловой горелки

2,0—2,5 м/ч.

Опытный участок блока был представлен неокисленными магнетитовыми роговиками с / = 18.

Линшо наименьшего сопротивления для щелевых скважин подсчитывали

по формуле

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

W =

 

 

 

(XXVII.2)

где г0 =

ащ =

Ьщ — радиус

цилиндрического

заряда;

W 0 — л. н. с. при

цилиндрических зарядах.

 

 

 

 

 

 

 

Коэффициенты А и В определяем по формулам:

 

 

 

 

 

А =

 

 

11+ 20,5

15,7

см;

 

 

 

 

 

 

2

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

р _

ащ — Ьщ

20,5—11

 

 

 

Таким образом,

ащ + Ьщ

20,5+11

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

W = 15.7 ® ^ . / i + (о,3)2 яаЭЮ см.

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Для получения равномерного дробления приняты: коэффициент сближения

скважин

1,1,

расстояние

между

скважинами

9,5 м,

расстояние

между

рядами

скважин 8,5 м. Щели

располагали на

уступе в шахматном

порядке

параллельно откосу. Остальные параметры экспериментального взрыва былп тождественны принятым на карьере.

В качестве ВВ использовали гранулированный тротил и зерногранулпт 20/80 в соотношении 2: 1 . Для отбойки применяли порядную схему многоряд­ ного короткозамедленного взрывания. Всего взрывали четыре ряда скважин с интервалом замедления 35 мс. Отбойку производили на неубранную горную массу. Горная масса, отбитая плоскими зарядами, отличалась более равномерным дроблением, чем на смежном участке, где применяли скважинные заряды.

Сравнение экспериментального и контрольного взрывов, показало, что изменение формы зарядов позволило увеличить выход горной массы с 1 м сква­ жины на 25% при снижении на 25% удельного расхода ВВ.

Однако в настоящее время бурение плоских зарядных камер осуществить технически там, где отсутствует термобурение, невоз­ можно. Поэтому для использования эффекта плоских зарядов при­ меняют метод парносближенных скважинных зарядов. Скважины размещают на расстоянии двух—шести диаметров одна от другой,

взависимости от физико-механических свойств пород и типа приме­ няемого ВВ. При одновременном взрывании зарядов, размещенных

вэтих скважинах, разрушение породы между стенками скважины приводит к образованию щелевидной взрывной полости. В дальней­ шем действие парносближенных зарядов протекает аналогично

509


с плоским, в результате достигается относительное увеличение вели­ чины напряжений в более удаленных точках массива в силу меньшего коэффициента геометрического расхождения.

Направленный характер действия н эффективность париосближенных зарядов могут быть объяснены параметрами затухания им­ пульса взрыва, увеличением поверхностей приложения энергии взрыва, а также последующим взаимодействием и усилением волны напряжений. Эксперименты показали, что затухание удельных им­ пульсов для парносближенных зарядов имеет существенно иной характер, чем для одиночных зарядов. Так, на расстоянии 100 г0 удельный импульс парносближенных зарядов в 1,7 раза выше удель­ ного импульса одиночного заряда такой же величины.

Установлено, что наибольший объем п интенсивность разруше­ ний соответствуют расстояниям между парносближеннымп зарядами в пределах 4—6 диаметров заряда.

Экспериментальными и промышленными массовыми взрывами, проведенными на карьерах Норильского, Джезказганского, Соко- ловско-Сарбайского комбинатов и на других карьерах, с достаточной достоверностью показано, что при взрывании парносближенных скважинных зарядов ВВ обеспечивается: увеличение выхода горной массы с 1 м скважпны иа 25—30%; лучшее дробление пород и сниже­ ние выхода крупных фракций в 1,4—2 раза; лучшее дробление пород в подошве уступа п снпженпе глубины перебура на 40—50%; снижение удельного расхода ВВ на 15—35%, ДШ — на 27%; сни­ жение стоимости взрывания 1 м3 горпой массы на 20—33%.

Рациональные параметры расположения парносближенных заря­ дов следующие: расстояние между центрами скважин равно 3—4 диаметрам заряда, коэффициент сближения зарядов 1,1—1,3; линия сопротивления по подошве и расстояние между рядами сква­ жин составляют 42—63 диаметра заряда, расстояние между парами скважин — 52—72 диаметра заряда.

Метод парносближенных скважинных зарядов является одним пз эффективных способов управления энергией взрыва, позволя­ ющим в зависимости от конкретных задач снизить затраты по буре­ нию и взрыванию без ухудшения дробления горной массы либо улучшить степень дробления пород без увеличения затрат по ком­ плексу буровзрывных работ.

§ 119. Технология взрывной отбойки в зажатой среде

Взрывание в зажатой среде является одним из прогрессивных методов управления энергией взрыва, позволяющим управлять дроблением и формой развала взрываемого массива. При данном методе наличие преграды — взорванной горной массы или же це­ лика — уменьшает боковое смещение взрываемого блока в период его разрушения, что приводит к увеличению времени воздействия продуктов взрыва на массив, а столкновение больших объемов отби­ той породы улучшает их дробление.

510


Метод взрывания в зажатой среде применяют в нескольких ва­ риантах, отличающихся друг от друга числом и расположением сво­ бодных поверхностей, характером подпорной стенки и последова­ тельностью взрывания отдельных зарядов, определяемых схемой взрыва. Наиболее простым вариантом этого метода является взрыв на неубранную горную массу (рис. 277). При этом величина под­ порной стенки из неубранной горной массы влияет на ширину и форму развала и качество дробления горных пород.

Другим вариантом взрывания в зажатой среде является приме­ нение фланговых, диагональных и радиальных схем соединения

зарядов, изменяющих направле­

 

ние взрывания. Подпорная стей­

 

ка из неубранной горной массы

 

при этом варианте не является

 

обязательной, так как подпор

 

создается

навалом

горной массы,

 

разрушенной первой

группой

 

зарядов.

 

 

что эффек­

Рис. 277. Схема отбойки уступа

Следует отметить,

тивность взрыва в зажатой среде

на неубранную горную массу

проявляется только в случае при­

короткозамедленного взрывания

менения

способа

многорядного

при наличии не менее четырех-пяти рядов скважин.

Для определения ширина подпорной стенки в зависимости от типа, удельного расхода ВВ и физико-механических свойств горных

пород проф. М. Ф. Друкованый предложил формулу

 

x = lW \ V- 2l^

E— i м,

(XXVII.3)

где § — коэффициент разрыхления горной массы; W — линия наи­

меньшего сопротивления, м; q — удельный расход ВВ,

кг/м3; Е 0

удельная энергия ВВ, ккал/кг;

Е — модуль упругости, кгс/см2;

а — предел прочности среды на сжатие, кгс/см2; к — коэффициент, учитывающий удельный расход ВВ, к = 0,04-|-0,2.

Ширина подпорной стенки, определенная по приведенной фор­ муле, для условий флюсовых карьеров Донбасса должна соста­ влять 10—12 м, а для железорудных карьеров Кривбасса — 20— 25 м.

Ширина развала горной массы при взрывании с подпорной стен­

кой может быть определена по формуле

 

 

Ь =

вW -)-х о т

Ь0, м,

(XXVII.4)

 

e W — x

где L n — ширина развала взорванной горной массы при взрывании на свободную плоскость уступа, м; хопт — оптимальная ширина под­ порной стенки, м.

511