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

ВУЗ: Не указан

Категория: Не указан

Дисциплина: Не указана

Добавлен: 14.10.2024

Просмотров: 280

Скачиваний: 0

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

Из формулы (XXVII.4) следует, что для определения ширины развала горной массы при взрывании в зажатой среде с подпорными степкамн различной величины необходимо располагать данными о ширине развала горной массы, получеиной при взрывании на сво­ бодную плоскость, с условием постоянства параметров буровзрывных работ. Обычно экспериментальным путем устанавливают минималь­ ную ширину подпорной стенки, при которой отсутствует развал горной массы. Для практических целей при определении необходи­ мой величины подпорной стенки можно использовать график (рис. 278), построенный для минимальных значений развала и подпора. С по­ мощью этого графика, имея предельно допустимую ширину развала

горной массы после взрыва, можно

 

 

 

 

 

 

 

 

определить требуемую величину под­

 

 

 

 

 

 

 

 

порной стенки при заданных усло­

 

 

 

 

 

 

 

 

виях.

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Определяющее значение в подборе

 

 

 

 

 

 

 

 

требуемой величины

подпорной стенки

 

 

 

 

 

 

 

 

имеют физико-механические свойства

 

 

 

 

 

 

 

 

взрываемых пород. Они предопреде­

 

 

 

 

 

 

 

 

ляют удельный расход ВВ, размер

 

 

 

 

 

 

 

 

сеткп скважин и конструкцию заряда.

 

w

 

20

30

h . M

В свою очередь,

от

этих показателей

 

 

зависит длина колонки заряда и превы­

 

 

 

 

 

 

 

 

Р ис. 278.

Зависимость ширины

шение

ее

над подошвой уступа, опре­

развала

горной

массы

от ш и­

деляющие

ширину

развала

горной

рины

подпорной стенки:

массы.

В результате в породах средней

1 п 2

для

крепких

пород и =

крепости,

требующих низкого

удель­

= 17 4 -

20);

з

для

пород сред­

ней

крепости

(/ =

8 4 -

12)

ного

расхода

ВВ,

величина

под­

 

 

 

 

 

 

 

 

порной стенки,

исключающая

развал

горной массы, будет меньше, чем в породах высокой крепости, требующих большого зщельного расхода ВВ.

Теория и практика применения взрывания в зажатой среде позво­ лили получить следующие рекомендации по эффективному примене­ нию этого способа взрывания в конкретных горно-геологических условиях:

1)для мелкотрещиноватых пород средней крепости (/ = 8-(-14) наиболее рациональными схемами взрывания зарядов в зажатой среде являются порядные с применением продольных и поперечных врубов;

2)время замедления следует выбирать в зависимости от физико­ механических свойств пород, геологического строения взрываемого массива и параметров сетки скважин — в пределах 15—75 мс;

3)главным условием, допускающим эффективное применение указанных схем, является наличие трещиноватости в массиве, сло­ женном пластами небольшой мощности, обладают,ими высоким модулем упругости.

4)для весьма крепких монолитных пород (/ = 15-f-20) наиболее эффективными являются диагональная и радиальная схемы взрыва­

512


ния. Разновременность взрывания зарядов в последнем ряду при радиальной схеме и направленность действия взрыва позволяют управлять формой развала и уменьшить объем породы, выбрасыва­ емой на бровку уступа, а также снизить сейсмическое действие взрыва;

5)число врубовых скважин при радиальной схеме взрывания составляет обычно от трех до пяти, но пе должно превышать десяти. Сближение врубовых скважин уменьшает выход горной массы с 1 м скважины, однако этот недостаток легко компенсируется увеличе­ нием расстояния между отбойными скважинами;

6)увеличение удельного расхода ВВ во врубовых скважинах должно осуществляться за счет образования котловых расширений

икотлов;

7)при взрывании в зажатой среде необходимо увеличивать удель­ ный расход ВВ на 10—20% по сравнению с существующими на карь­ ерах нормами, что позволяет значительно улучшить степень дробле­ ния пород энергией взрыва.

§ 120. Проектирование взрывных работ на карьерах

Методы ведения взрывных работ должны соответствовать горно­ техническим условиям производства и геологическим характеристи­ кам разрабатываемых полезных ископаемых. При разработке отно­ сительно монолитных крепких пород на мощных карьерах эффек­ тивно применение скважинных зарядов большого диаметра. При наличии трещиноватого массива рационально применять скважины малого диаметра. Если же встречаются такие горно-геологические условия, при которых невозможно или затруднительно осуществить бурение, например когда порода имеет высокую степень трещино­ ватости, в этих условиях применяют отбойку методом минных камер.

При проектировании взрывных работ на небольших карьерах основное внимание уделяют степени дробления отбитой горной массы, а на мощных карьерах с железнодорожной откаткой большое значе­ ние имеет дальность отброса раздробленной породы.

В соответствии с Едиными правилами безопасности взрывные работы на карьерах проводят по типовым проектам, которыми опре­ деляются параметры, порядок и организация производства взрывных работ. Метод планирования массовых взрывов заключается в сле­ дующем.

1.Разрабатываемые породы классифицируются по взрываемости на основе единой шкалы с учетом трещиноватости, крепости и других свойств пород. Параметры взрывных работ — удельный расход ВВ, выход горной массы с 1 м скважины и другие — принимают для каждой категории пород в соответствии с требованиями получения оптимального дробления.

2.Планирование основных показателей взрывных работ — себе­ стоимости, среднего удельного расхода, стоимости 1 кг ВВ, среднего выхода негабарита — необходимо производить на основе учета

33 Заказ 1162

513


постоянно изменяющегося распределения пород по взрываемости

иобводненности.

3.Необходимо вести учет свойств отбиваемых пород их взрыв емости, блочности, обводненности и других показателей, кроме того, производить учет качества взрывов, производительности экскавато­ ров и т. и., что позволяет своевременно вносить коррективы в пла­ нируемые показатели.

Проблема эффективного ведения взрывных работ включает сле­ дующие задачи:

улучшение степени дробления горной массы с минимальным выходом негабарита;

достижение равномерности измельчения полезного ископаемого, т. е. получение горной массы заданного гранулометрического со­ става.

Решение этих двух задач представляет большую актуальность в горном деле. Рассмотрим некоторые типовые решения этих задач.

Улучшение степени дробления. Задача, характерная для средне- п трудновзрываемых пород, решается путем проведения экспери­ ментов и осуществления технологии взрывания в соответствии со степенью взрываемости пород. В породах I, частью II категории вследствие их большой трещиноватости минимальный выход негаба­ рита достигается при параметрах, рассчитанных на преодоление сопротивления по подошве, этим же параметрам соответствует минимальная стоимость отбойкп и выемки горной массы. Для сниже­ ния выхода негабарита в трудновзрываемых породах III и IV кате­ горий требуется комплексное применение следующих мер:

многорядное короткозамедленное взрывание; увеличение удельного расхода ВВ до пределов, соответствующих

взрываемости пород п сгущению сетки скважин; уменьшение нарушений в глубь массива путем применения наклон­

ных скважин, выравнивания линии забоев, увеличения интервалов замедления и т. д.; для обеспечения расчетной л. с. п. и. по первому ряду зарядов во многих случаях требуется применение наклонных скважин;

применение оптимальных схем и интервалов замедления, рацио­ нальной конструкции зарядов.

На карьерах с узкими рабочими площадками при увеличении расхода ВВ для сокращения ширины развала обязательно взрывание на неубранную горную массу. '

Снижение переизмельчения горной массы достигается уменьше­ нием удельного расхода ВВ и раздвижкой сетки скважин. Такой путь для легковзрываемых пород не представляет затруднений, в этом случае параметры взрывания должны быть рассчитаны только на преодоление сопротивления по подошве. Для трудновзрываемых пород уменьшение расхода ВВ вызывает резкое возрастание выхода негабарита. В этом случае следует применять скважины больших диаметров, расположение зарядов предпочтительно однорядное, способ взрывания — мгновенный или короткозамедленный с боль­

514


шим интервалом замедления. Дальнейшего уменьшения переизмельчения можно достичь применением зарядов меньшей длины и котловых, обеспечивающих качественную проработку подошвы уступа при минимальном расходе ВВ.

Получение горной массы заданного гранулометрического состава. Решение этой задачи зависит от конкретных требований к горной массе. Так, для получения максимальной плотности каменно-наброс­ ных плотин гранулометрический состав горной массы должен быть совершенно однородным. При взрывании среднеблочных пород воз­ можность регулирования крупности при постоянных параметрах взрывания ограничена и необходимо выбирать для разработки участки пород соответствующей блочности. Поэтому вопрос получе­ ния горной массы заданного гранулометрического состава должен решаться на основе районирования подлежащих разработке участков по степени блочности пород с подбором требуемых параметров взры­ вания.

Например, рассмотрим расчет параметров взрывных работ для конкретных горно-геологических условий.

1. И сходны е

данны е.

К арьер

разрабаты вает

относительно

однородный

крупноблочный

массив

кварцитов

с

коэффициентом крепости

по

шкале

проф. М. М. Протодъяконова / =

14

-н 16. Высота уступа 10 м. Скважины бурят

станками СБШ -200 с диаметром

долота

214 мм.

В В — зериогранулит

80/20 .

Т ребуется найти рациональные параметры взрывных работ.

 

 

Реш ение. Наличие бурового парка обусловливает применение метода

сква­

ж инны х зарядов. В качестве схемы взрывания целесообразно использовать миогорядиое короткозамедлеипое взры вание, как наиболее эффективный метод ведения взрывных работ.

О пределение параметров взрывных работ начинают с

расчета л . н. с.

 

 

(X X V I I .5)

где d3 — диаметр заряда; Д — плотность заряж ания ;

q — удельный расход В В .

Значения Д и q подбираю т по справочникам — q = 0,7

кг/м 3; Д — 0 ,9 к г /д м 3.

П одставляя значения d, q и Д в ф ормулу (X X V II .5),

получаем

где т — коэффициент сближ ения зарядов.

 

 

 

 

Учитывая,

что при т =

1 заряды в массиве размещ аются равномерно,

при­

нимаем т — 1.

Тогда

 

 

 

 

 

 

 

 

IFp =

5,3 (1,6 — 0 ,5 -1 .0 ) =

5,83 м.

 

В практике ведения взрывных работ значение W p обычно принимают рав­

ным 30 d. Учитывая это, принимаем

W p =

6 м.

 

 

 

Расстояние м еж ду скважинами

в ряду

а =

W p =

6 м, а расстояние м еж ду

рядами b = (0,85

1,0) W p = 6 м.

 

 

 

из выражения t =

A W p,

Оптимальный

интервал

замедления определяю т

33’

515


где А — коэффициент, зависящий от крепости пород и принимаемый по справоч­ ным данпым, для кварцитов А = 3, тогда

t = 3 - 6 = 18 нс.

Учитывая наличие ступеней замедления 15 и 20 мс, принимаем <опт=

-20 мс.

Величину скважинного заряда определяют по формуле

Q = qaW pH = 0,7 • 6 • 6 ■10= 252 кг.

Следует обратить внимание на то, что в обводненных скважинах применяют водоустойчивые ВВ:

зерногранулит — для частично обводненных скважин с высотой столба воды не более 2 м, где не происходит вымывание аммиачной селитры из заряда;

гранулотол — для полностью обводненных скважин, при зарядке которых вода находится выше заряда.

Весьма важным показателем, определяющим эффективность взрывных работ, является ширина развала. Регулирование ширины развала осуществляется изменением схемы замедления или направле­ ния инициирования.

Порядные и клиновые схемы взрывания и применение обратного инициирования ведут к увеличению развала, а диагональные и вол­ новые схемы взрывания н встречное инициирование уменьшают развал отбитой породы.

Иногда бывает необходимо установить причину низкого качества взрывных работ на производстве.

Например, на карьере, разрабатывающем крупноблочные граниты уступом высотой 10 м, применяют сетку скважин 4 X 4 м, заряд диаметром 200 мм, перебур 1,5 м, удельный расход ВВ — 0,5 кг/м3. При этих параметрах выход негабарита составляет 50%.

Требуется найти причину большого выхода негабарита и пути его снижения

без увеличения удельного расхода ВВ.

 

 

При вместимости скважины Q ± =

28 кг/м длина заряда составит

4 -4 -10-0.5

=2,8

м,

^зар —

28

а длина забойки

 

 

 

 

м.

^заб—- 10+1,5—2,8=8,/

Отсюда видно, что заряды размещены в массиве неравномерно. Полагая приближенно, что весь негабарит образуется в верхней части уступа, найдем радиус разрушения R

F„ = Fe+ ( l — ^ f ^ ) = 1 0 0 ( l - ^ ^ ) = 5 0 % ,

где

Ун — выход негабарита, %; Уе — содержание

в массиве крупных кусков

до

взрыва, % ; inep — длина

заряда перебура, м;

Н у — высота уступа, м;

г

и R

— радиусы разрушения,

взятые вдоль и перпендикулярно оси заряда,

м.

Отсюда г = 3,7 м и 7? = 2г = 7,4 м.

Рассчитаем параметры расположения зарядов по формуле

Принимаем W p = а = 7 м. Тогда величина заряда в скважине

<2 = 0,5 ■7 • 7 ^10 = 245 кг.

516