Процессы открытых горных работ

Доводить долото до полного затупления нецелесообразно, так как при этом средняя скорость бурения снижается на 7 - 10 %. Рациональную стойкость долота можно определить по условию минимума затрат на бурение 1 м скважины с учетом вспомогательных операций.

В настоящее время на карьерах для бурения скважин диаметром от 105 до 160 мм применяют различные станки с погружными пневмоударниками (СБУ-125, СБУ-100Г, СБУ-100П, и др.). Рабочим органом станка является погружной пневмоударник. С помощью клапанного устройства сжатый воздух, поступающий по буровой штанге, приводит в поступательно-возвратное движение ударник, наносящий удары по хвостовику буровой коронки. Частота ударов составляет 28 - 41 в секунду. Одновременно вместе со штангой вращается пневмоударник; вращатель расположен вне скважины. Буровая мелочь удаляется из скважин воздушно-водяной смесью или сжатым воздухом.

Основным показателем работы пневмоударников является эффективная удельная энергия удара (на 1 см диаметра долота) для достижения постоянной скорости бурения при различном диаметре скважины.

При пневмоударном бурении доля затрат па буровой инструмент составляет 30 - 35%. Буровые коронки имеют диаметр 85 - 105, 155 - 160 и 160 - 200 мм. По числу разрушающих лезвий различают коронки однодолотчатые (зубильного типа), трехперые, крестовые, Х-образные и штыревые, а по расположению лезвий - одно-, двухступенчатые (с опережающим лезвием) и многоступенчатые. Коронки армируются призматическими и цилиндрическими вставками твердого сплава и имеют центральную, боковую или периферийную продувку.

Наибольшее усилие подачи на породу обеспечивают одноступенчатые долотчатые коронки благодаря минимальной длине лезвия. Но эти коронки интенсивно изнашиваются по высоте и диаметру. При бурении малотрещиноватых пород применяют трехперые коронки (рис. а) диаметром 85 - 105 мм, а трещиноватых пород - крестовые коронки диаметром 155 мм (рис. б); эти коронки имеют опережающие лезвия.

Чтобы предотвратить заклинивание бурового става вследствие обвалов стенок скважины или вывалов отдельных породных кусков, применяют конический разбурник с зубьями с наплавленным слоем релита толщиной 3 - 4 мм. Разбурник устанавливают между пневмоударником и штангой широким концом конуса вниз, разбуривание можно вести во время подъема става.

Термическое бурение скважин осуществляется самоходными огнеструйными буровыми станками, имеющими вращающийся термобур с горелкой; вращением термобура достигается периодическое нагревание всей площади забоя скважины диаметром 220 - 250 мм.

Основными технологическими операциями термического бурения являются: зажигание горелки; собственно бурение, заключающееся в подаче вращающегося термобура на забой; расширение при бурении нижней части скважины (при создании котловой полости) или по всей длине заряжаемой ее части и очистка скважины.

В огнеструйной горелке смешиваются горючее и окислитель и образуются высокотемпературные газовые струи, которые, проходя через сопловой аппарат со сверхзвуковой скоростью, направляются на забой скважины. Охлаждение горелки и пылеподавление осуществляются водой и сжатым воздухом. При использовании в качестве окислителя сжатого воздуха рациональны односопловые горелки,позволяющие повысить концентрацию газового потока. Двух- и трехсопловые горелки применяют при окислителе - газообразном кислороде. Стойкость горелок обычно составляет 800 - 1000 м.

При термическом бурении хорошо разрушается ограниченное количество в основном кварцсодержащих пород. Поэтому его самостоятельное применение оказалось неэффективным. При термическом расширении зарядной части скважины, ранее пробуренной шарошечным или другим механическим способом, скорость терморазрушения породы возрастает в 5 - 10 раз и более, увеличивается число терморазрушаемых пород.

ВСПОМОГАТЕЛЬНЫЕ РАБОТЫ ПРИ БУРЕНИИ

Процесс бурения связан с рядом вспомогательных работ: подготовка рабочих мест буровых станков (площадок уступов), а также самих станков и вспомогательного оборудования к бурению скважин; бесперебойное обеспечение станков электроэнергией, материалами, буровым инструментом; учет и обеспечение сохранности пробуренных скважин; перегоны станков; их ремонт; наращивание и перестройка линий электропередач; перемещение силового кабеля.

Подготовка площадок уступов к бурению заключается в освобождении их от оборудования (перенос транспортных коммуникаций, линий электропередач, трансформаторных подстанций и др.), планировке и очистке от снега, выравнивании навалов породы, засыпке углублений, ликвидации возвышений, расширении площадок, устройстве дорог для перемещения станков. Эти работы выполняют с помощью бульдозеров и вспомогательного бурового оборудования (бурильных молотков, пневмоударных станков). Далее производят маркшейдерскую съемку подготовленных площадок, вынос проектных отметок расположения скважин на местность, подвод энергии (сжатого воздуха, воды), перемещение станков на обуриваемый блок уступа, подключение их к трансформаторным подстанциям и подготовку к работе (подъем мачт, подключение воздушных магистралей, замена бурового инструмента и т. д.). Буровой инструмент, материалы и запасные части доставляют на железнодорожных платформах или автомашинах, оборудованных кранами.

При концентрации на небольшой площади нескольких буровых станков целесообразно оборудовать в карьере простейшие передвижные мастерские, служащие также для хранения инструмента, смазочных материалов и мелких запчастей, обогрева и отдыха рабочих. При вынесении проекта обуривания блока на местность у точек расположения скважин проставляются их номера и проектная глубина. Фактическую глубину скважин определяет машинист станка и выборочно - горный мастер. Дополнительный контроль выполняют взрывники перед зарядкой скважин. Допустимые отклонения параметров сетки и глубины скважин составляют ±0,3 м.

Длительность сохранности скважин ограничена. Со временем уменьшается фактическая их глубина из-за обрушения стенок скважин, снежных заносов, наездов автомашин и бульдозеров, сотрясения и т. д. Время повторного разбуривания скважин достигает 5 - 6 % календарного времени работы буровых станков. Особенно интенсивное обрушение наблюдается у стенок наклонных скважин.

Особенно опасно оплывание скважин в вечномерзлых глинистых породах в летний период. Для его предотвращения необходимо максимально сокращать переходящий остаток невзорванных скважин. В зимний период в устьях скважин могут возникать ледяные и снежные пробки глубиной до 2 - 3 м; при снежных заносах затрудняется отыскание скважин, особенно при нарушениях сетки бурения. В связи с этим необходимо плотно закрывать устья скважин.

При ручном управлении машинист вынужден постоянно регулировать либо усилие подачи, либо частоту вращения, выдерживая их постоянными при определенной глубине скважины. Автоматизация процесса шарошечного бурения сводится к регулированию частоты вращения и усилия подачи на основе анализа в процессе бурения механических и электрических характеристик станка. Частоту вращения бурового инструмента можно регулировать в зависимости от усилия его подачи на забой, а последнее - в зависимости от величины нагрузки (крутящего момента) двигателя станка. Подача должна быть плавной и непрерывной, причем усилие подачи долота на забой должно превышать сопротивляемость горных пород разрушению (буримость) и обеспечивать наиболее эффективную скорость разрушения. Известны также системы автоматического регулирования усилия подачи (поддержания оптимальной его величины) по заранее заданной технической скорости бурения при постоянной частоте вращения бурового става.

Более прогрессивным является регулирование режима бурения по допустимому уровню вибрации станка. Усилие подачи на долото задается максимальным, а частота вращения регулируется по уровню вибрации, при превышении установленного предела которого датчик вибрации дает команду о снижении частоты вращения става. При таком способе автоматического регулирования технические возможности буровых станков используются максимально.

Последующая стадия автоматизации процесса бурения связана с переходом к программному управлению буровым станком в соответствии с предусмотренной последовательностью работ исполнительных механизмов станка как в процессе бурения, так и при выполнении вспомогательных операций.

ОРГАНИЗАЦИЯ БУРОВЫХ РАБОТ

Организация работы буровых станков должна обеспечить максимальную их эффективность и взаимосвязь бурения с другими процессами на карьере.

Подготовка рабочих мест буровых станков осуществляется по буровым блокам соответственно блоковому взрыванию горных пород. После обуривания (желательно непрерывного) одного блока станки перемещают на новый блок соответственно плану горных работ. Подготовительные работы выполняются дорожной бригадой, бульдозеристами, службой высоковольтных сетей, маркшейдерской службой, персоналом самого бурового цеха, ряда других цехов и участков. Для максимального совмещения работ во времени составляют график их проведения,увязанный с планом работы соответствующих служб. Цель составления графика состоит в том, чтобы, зная состав и длительность всех работ, а также намеченный срок их окончания, определить последовательность их выполнения и необходимые моменты начала каждой работы.

После установления моментов начала всех подготовительных работ определяют возможность перераспределения ресурсов для сокращения общего времени подготовки. Окончательно установленные сроки выполнения работ передаются соответствующим службам, включающим их в свои планы. Контроль за выполнением графиков осуществляют начальник бурового участка и производственный отдел карьера. При ограниченном фронте работ допускается начало обуривания блока при его неполной подготовке. Порядок обуривания блока характеризуется последовательностью бурения отдельных скважин, т. е. схемой перемещения станков. При бурении скважин первого ряда станок должен располагаться перпендикулярно к бровке уступа, так, чтобы горизонтирующие домкраты и гусеницы находились вне призмы возможного обрушения откоса уступа.

Порядная схема перемещения станков (рис. а) применяется чаще всего при отставании буровых работ и взрывании одного ряда скважин. При расстоянии между скважинами в ряду а общее расстояние передвижки станка между скважинами L= (1,85 а), а удельное время передвижки на одну скважину составляет 10 - 12 мин при а = 7-10 м.

Поперечно-диагональная схема перемещения станков (рис.б) целесообразна при числе рядов скважин не более трех и их шахматном расположении. При бурении каждых трех скважин станок проходит расстояние L = (5 а), и выполняет два разворота примерно на 45°. Удельное время передвижки станка - 5 мин.

Поперечно-возвратная схема (рис. в) применяется при квадратной сетке скважин. Здесь на каждую скважину расстояние переезда составляет 1,5 а и приходится примерно 0,7 разворота на угол 25 - 30°. Поперечные схемы передвижки обеспечивают значительную экономию машинного времени буровых станков, а также лучшие условия их эксплуатации и более планомерную подготовку блока к взрыву. При использовании на одном обуриваемом блоке двух-трех станков целесообразно их рассредоточить, выделяя для каждого станка отдельный фронт работ. Станки обычно подключаются к общему трансформаторному киоску и обслуживаются общим вспомогательным оборудованием; при этом расстояние между ними не превышает 20 - 30 м, что обеспечивает фронт работы каждого станка на 2 - 3 смены. При большей автономности станков (отсутствии общих емкостей для воды, трубопроводов и т. д.) это расстояние следует увеличивать до 50 - 100 м, т. е. практически вести бурение на разных крыльях блока.

Номера и проектная глубина скважин, а также общий объем работ указываются при выдаче буровым бригадам сменного наряда. В конце смены горный мастер фиксирует показатели выполненного объема бурения ; эти данные фиксируются также в диспетчерских сменных рапортах. Наибольшее распространение на открытых горных работах получил шарошечный способ бурения. Таким способом выполняется до 85 % всех объемов бурения, шнековым - около 13 % и ударным - до 1 %. Остальной 1 % приходятся на термический и ударно-канатный.

На угольных разрезах стран СНГ при дроблении крепких пород применяют преимущественно скважины диаметром 214 мм, в рудной промышленности - 243 мм. Ведутся работы по созданию и совершенствованию буровых станков на диаметр скважины 270 - 320 мм и более. В мировой практике бурения взрывных скважин наиболее популярны и эффективны скважины диаметром 200 - 311 мм.

На открытых разработках широко применяют направленное (наклонное) бурение скважин параллельно откосу уступа, сокращающее удельные расходы на бурение и ВВ и улучшающее равномерность дробления горной массы.

В связи с ростом производственной мощности карьеров и ведением вскрышных работ мощной высокопроизводительной горнотранспортной техникой с высокими линейными параметрами и развитием бестранспортной системы разработки с применением драглайнов значительное распространение получают уступы высотой 25 - 50 м, для чего требуется бурение наклонных скважин глубиной до 50 - 60 м.

Стандарт устанавливает три подгруппы станков для открытых горных работ:

1. СБШ - станки вращательного бурения шарошечными долотами с очисткой скважины воздухом (шарошечного бурения) - пяти типоразмеров с условными диаметрами буримой скважины от 160 до 400 мм при крепости пород f = 618;

2. СБУ - станки ударно-вращательного бурения погружными пневмоударниками с очисткой скважины воздухом (пневмо-ударного бурения) - трех типоразмеров с условными диаметрами скважины - 100, 125 и 160 мм при f = 1020;

3. СБР - станки вращательного бурения резцовыми коронками с очисткой скважины шнеком (шнекового бурения) - двух типоразмеров с условными диаметрами буримой скважины 160 и 200 мм при f = 46.

Типоразмеры станков, определяемые главным параметром, - условным диаметром пробуриваемой скважины, базируются на десятом ряде предпочтительных чисел и предусматриваются для бурения скважин диаметрами 100, 125, 160, 200, 250, 320 и 400 мм.

Техническая характеристика шарошечных буровых станков

Показатели	2СБШ-200-32	СБШ-250МНА-32	СБШ-320-36
Диаметр долота, мм	215,9 ; 244,5	244,5 ; 269,9	320
Глубина скважины, м	32	32	36
Направление бурения к вертикали, град.	0 ;15 ; 30	0 ;15 ; 30	0
Длина штанги, м	8	10	17,5
F	5 - 14	более 12	более 18

ВЗРЫВАНИЕ СКВАЖИННЫХ ЗАРЯДОВ

Возможность контроля практически каждого параметра скважинных зарядов позволяет управлять взрывом с учетом получения необходимого состава горной массы по крупности, требуемых параметров развала и степени разрыхления.

Сущность метода скважинных зарядов заключается в размещении взрывчатого вещества в наклонных или вертикальных скважинах с забойкой верхней части инертными материалами из песка, буровой мелочи или забоечного материала специального состава. Скважины располагаются в один или несколько рядов параллельно верхней бровке уступа и размещаются друг от друга на расчетном расстоянии по прямоугольной сетке или в шахматном порядке. Расстояние от первого ряда скважин до верхней бровки уступа с должно обеспечивать безопасность размещения станка на уступе и рабочих по заряжанию скважин. Расстояние между скважинами выбирается таким образом, чтобы разрушения в массиве от каждой скважины перекрывали друг друга, не образуя «порогов» в основании уступа.

Патрон-боевик в каждой скважине располагается, как правило, на уровне подошвы уступа (рис.). Это обеспечивает совпадение направления детонации заряда взрывчатого вещества и направления разрушения массива, а также лучшую проработку подошвы. Заряд в скважине может быть сплошным (рис.) и рассредоточенным по высоте воздушным промежутком или инертным материалом. Рассредоточение заряда позволяет увеличить эффективность использования взрывчатого вещества для дробления за счет более равномерного распределения взрывчатого вещества в массиве и интерференции взрывных волн от отдельных частей заряда.

Взрывной блок при однорядном расположении скважин взрывается мгновенно или с интервалом через скважину, при многорядном - с интервалом между сериями, которые конструируются в зависимости от выбираемого способа формирования развала (рис.). Объем одновременно взрываемого блока принимается в зависимости от режима взрывных работ на карьере (один раз в смену, сутки, неделю и месяц) и производительности экскаватора в забое. Основными параметрами взрывных работ при скважинном методе разрушения массива являются: диаметр заряда d; линия сопротивления по подошве W, которая представляет собой расстояние от нижней бровки уступа до оси заряда; расстояние между зарядами в ряду a ; расстояние между рядами b ; расстояние между верхней бровкой уступа и первым рядом скважин c; глубина скважины l; глубина перебура l_п ; длина забойки l_з ; величина заряда P ; ширина b_р и высота развала h_р.

Для определения остальных параметров взрывных работ методом скважинных зарядов необходимо рассмотреть влияние каждого из них на результаты взрыва. Использование различных конструкций зарядов, способов взрывания в уступе позволяет управлять взрывным разрушением массива. Несмотря на точность расчетов паспорта буровзрывных работ, вследствие недостаточной изученности свойств массива в конкретных условиях трудно получить ожидаемый результат. Однако, зная влияние каждого параметра зарядов, порядка и способа взрывания на результаты взрыва, можно после нескольких экспериментальных взрывов получить требуемый развал и состав горной массы по крупности для каждой зоны в карьере. Изменение параметров взрывного дробления массива горных пород с целью достижения необходимых степени дробления горной массы, коэффициента разрыхления и параметров развала называется управлением взрывным разрушением массива.

Все параметры буровзрывных работ делятся на два класса. К первому классу относятся: удельный расход взрывчатого вещества q,диаметр заряда d, линия сопротивления по подошве W, сетка скважин a x b.

Ко второму классу относятся: вид взрывчатого вещества, конструкция заряда, последовательность взрывания и использования замедления, число рядов скважин и материал забойки. Изменение параметров первого класса позволяет регулировать степень дробления в широком диапазоне. Параметры второго класса на степень дробления оказывают меньшее влияние. В основном они используются для получения необходимых по технологическим условиям размеров развала горной массы.

В первой группе наибольшее влияние на степень дробления пород оказывает удельный расход взрывчатого вещества.

Энергетической теорией разрушения установлено, что для увеличения степени дробления горных пород требуется увеличение затрат энергии, т. е. увеличение удельного расхода взрывчатого вещества. Однако в конкретных условиях существует предел, после которого без специальных технологических приемов увеличение удельного расхода не влияет на степень дробления. В реальном массиве регулируемое дробление горных пород происходит только в зоне, непосредственно окружающей заряд, а в остальных зонах разрушение массива определяется естественной трещиноватостью. Эмпирическая зависимость между удельным расходом и степенью дробления

.

В практике расчетов нормальный удельный расход взрывчатого вещества для рыхления массива принимается по таблицам в зависимости от вида, коэффициента крепости и плотности пород. Обычно эти значения без учета трещиноватости массива принимаются для эталонного взрывчатого вещества - аммонита № 6ЖВ. В случае, если применяются другие типы ВВ, значение удельного расхода умножают на переводной коэффициент. Экспериментальными исследованиями и практикой доказано, что увеличение полезного использования энергии взрыва пропорционально времени действия заряда в среде и уменьшению зоны нерегулируемого дробления. С этой целью применяют взрывание зарядов в зажатой среде путем использования «подпорной стенки», мгновенного взрывания многорядного блока без замедления и специальных запирающих зарядов в забойке скважины.

Технология взрывания массива при наличии подпорной стенки заключается в оставлении части взорванной горной массы от предыдущего взрыва у откоса взрываемого блока, объем которой создает дополнительную нагрузку на массив и выполняет роль своеобразной забойки для трещин, образующихся в массиве от предыдущего взрыва на глубину около 100 d_скв (рис.а). Взрывание массива при наличии подпорной стенки уменьшает ширину развала горной массы и может использоваться как средство для формирования развала на рабочей площадке. Эффект от использования оставляемой в массиве уступа части развала привел к идее применения взрывания под оставленным слоем горной массы от вышележащего уступа (рис. б). Эффект от применения многорядного мгновенного взрывания заключается в том, что заряду второго и следующих рядов находятся в зоне массива, не нарушенного трещинами от предыдущих взрывов, вследствие чего уменьшаются потери энергии взрывчатого вещества. Вместе с этим действие взрыва заряда каждого ряда для соседнего является своеобразным средством зажима из-за противоположной направленности взрывной волны. Все это способствует увеличению действия взрыва на массив и образованию интерференции взрывных волн (рис. в).

Расстояние между рядами при многорядном расположении зарядов в шахматном порядке b = 0,85a и при квадратной сетке b = a.

Сущность применения запирающих зарядов самозаклинивающейся забойки заключается в помещении специального заряда взрывчатого вещества среди инертной забойки в скважине (рис. г). При инициировании этого заряда одновременно с основным зарядом в скважине вследствие разнонаправленности взрывов создается дополнительное сопротивление основному заряду. Этим увеличивается действие взрыва основного заряда, повышается использование энергии взрыва в массиве, направленной на дробление породы. Масса запирающего заряда в забойке принимается приблизительно равной 1 % от массы основного заряда.

Все три описанных способа увеличения действия взрыва в массиве могут применяться одновременно для получения интенсивного дробления. Однако, рассматривая влияние удельного расхода взрывчатого вещества на степень дробления горных пород, необходимо учитывать и экономический аспект. Увеличение удельного расхода взрывчатого вещества при росте объема буровых работ влечет за собой повышение затрат на подготовку горных пород к выемке. При минимальном по условию детонации взрывчатого вещества диаметре заряда вследствие увеличения суммарного объема зон регулируемого дробления массива обеспечивается максимальная степень дробления. При увеличении диаметра скважины заряд, по существу, превращается в сосредоточенный с минимальной в процентном отношении зоной регулирования действия взрыва, а следовательно, и минимальной степенью дробления. Между ними находится промежуточное значение.

Более равномерное распределение в массиве взрывчатого вещества способствует увеличению степени дробления при постоянном удельном расходе ВВ.

Однако в литературе можно встретить утверждения, что степень дробления пород взрывом не зависит от диаметра заряда. Это утверждение базируется только на пропорциональности энергии взрыва разрушаемому объему без учета физических действий взрыва в массиве горных пород.

С точки зрения затрат на бурение скважин и расходы бурения в метрах на единицу объема взрываемого массива применение скважин больших диаметров имеет существенные преимущества. Окончательный выбор диаметра скважины подтверждается экономическими расчетами с учетом преимуществ от повышения степени дробления при уменьшении диаметра скважины и затрат на бурение, выемку, транспортирование и переработку полезных ископаемых.

Минимальное значение линии сопротивления по подошве определяется из геометрических параметров уступа

.

В зависимости от линии сопротивления по подошве рассчитывается расстояние между скважинами и рядами и масса зарядов.

Рассмотрение влияния W на результат дробления массива целесообразно начать с линии наименьшего сопротивления, т. е. наименьшего расстояния между центрами ряда скважин и одной из свободных поверхностей. Физический смысл этой величины заключается в том, что по направлению линии наименьшего сопротивления радиальные трещины, образующиеся в результате взрыва заряда, достигают в первую очередь откоса уступа. Следовательно, этот параметр определяет зону действия заряда. Для скважинных вертикальных зарядов на уступе с наклонным откосом линия наименьшего сопротивления находится ближе к верхней части заряда. Она меньше линии сопротивления по подошве. Для разрушения уступа на полную высоту увеличивают расход взрывчатого вещества, принимая в расчетных выражениях линию сопротивления по подошве.

Следовательно, энергия заряда, рассчитанная по линии наименьшего сопротивления, недостаточна для разрушения массива, и энергия, рассчитанная по линии сопротивления по подошве, не полностью расходуется на дробление.

Уменьшение потерь энергии или полное исключение их возможно: 1) при использовании двухкомпонентного заряда в скважине; 2) при применении комбинированного заряда из котлового в нижней части и колонкового в верхней части скважины; 3) при применении наклонных скважин; 4) путем создания вертикального откоса. Первый способ применяется на карьерах в нашей стране и за рубежом и достаточно полно освещен в специальной литературе. Он основан на различии в скорости детонации взрывчатых веществ. В нижней части заряда помещается взрывчатое вещество с более высокой скоростью детонации типа аммонитов (рис.б), а в верхней части - взрывчатое вещество с меньшей скоростью детонации типа гранулитов. Это позволяет при одновременном инициировании верхней и нижней частей заряда иметь почти одинаковую продолжительность распространения взрывной волны до обнаженной поверхности, несмотря на разное расстояние до нее верхней и нижней частей заряда - -соответственно меньшее и большее.

Второй способ находит распространение в связи с применением на карьерах буровых станков огневого бурения, с помощью которых можно бурить скважины с различными диаметрами по глубине. Заряд для нижней части уступа рассчитывают как котловой по линии наименьшего сопротивления, для верхней - как колонковый дополнительный (рис.а).

Применение наклонных скважин позволяет уменьшать линию сопротивления по подошве до линии наименьшего сопротивления, если их бурят параллельно откосу уступа (рис. а).

В реальных условиях карьера применение наклонных скважин затруднено, из-за сложности контроля их параллельности в ряду и непараллельности по отношению к откосу уступа. Вследствие сложной конфигурации линии верхней бровки уступа ориентация по контуру бровки в районе бурения одной или нескольких скважин может привести к существенным отклонениям от расчетного расстояния между скважинами в нижней части, что вызывает ухудшение дробления горной массы и «проработки подошвы».

Ориентацию направления наклонных скважин необходимо проводить по направляющему тросу, который протягивают вдоль ряда буровых скважин, или, более точно, с помощью маркшейдерских инструментов.

Вертикальный откос может быть создан способом предварительного щелеобразования (рис. б).

Он заключается в том, что во взрывном блоке параллельно последнему ряду скважин бурят контурные скважины малого диаметра на расстоянии 0,5 - 0,9 м друг от друга. Эти скважины заряжают гирляндами из патронов аммонита № 6ЖВ, привязанных к детонирующему шнуру. Пространство между зарядами и стенками скважин заполняют забойкой на полную глубину. Длину забойки между верхним патроном и устьем скважины принимают равной 2 - -4 м. Для уменьшения трещинообразования в глубине массива заряд прижимают к стенке скважины, обращенной в сторону взрываемого блока. Заряд для щелеобразования можно взрывать заблаговременно, до бурения основных скважин для дробления массива, или вместе с основным зарядом, который инициируется с замедлением: в слабых породах - со скоростью не менее 100 м/с, а в крепких - со скоростью 75 м/с.

Физическая сущность этого способа заключается в том, что в результате предварительного взрывания зарядов в контурных скважинах образуется микрощель, оконтуривающая взрываемый блок. Взрывные волны от основных зарядов дробления массива экранизируются плоскостью этой щели и не позволяют трещинам проникать в глубь массива. Разрушения массива от контурных зарядов практически не происходит вследствие малой массы заряда и демпфирования забойкой по всей глубине скважины.

После выемки взорванной горной массы откос уступа остается практически вертикальным. Вертикальный откос при исключении проникновения трещин в глубь массива позволяет с наибольшей эффективностью использовать энергию взрыва взрывчатого вещества на дробление массива и обеспечивать надежность получения необходимого состава горной массы по крупности взрывом скважинных зарядов.

Большим недостатком этого способа является увеличение объема буровых работ, однако общие затраты компенсируются за счет уменьшения расхода взрывчатого вещества на дробление массива. Технологически этот способ хорошо отработан. Он применяется для заоткоски бортов карьера, широко используется при строительстве котлованов, в транспортном и гидротехническом строительстве.

С линией сопротивления по подошве связан параметр буровых работ - -глубина перебура скважины. Перебур осуществляют с целью проработки подошвы. Она основана на действии заряда в массиве, в результате которого образуется воронка взрыва с углом раствора. В данном случае линия наименьшего сопротивления принимается как радиус воронки взрыва, а глубина перебура - как глубина заложения заряда. В настоящее время ее определяют по эмпирическим зависимостям с учетом линии сопротивления по подошве и удельного расхода взрывчатого вещества

.

Предыдущие параметры были рассмотрены с точки зрения действия одиночного заряда во взрываемой среде с двумя обнаженными поверхностями. На карьерах для подготовки горной массы в большом объеме применяют взрывание серии зарядов, которые во взрываемом массиве необходимо рассматривать во взаимодействии.

Согласно теории взрыва при одновременном взрывании двух соседних зарядов, расположенных на расстоянии а < 2 W, возникают большие по величине по сравнению с одиночным взрыванием растягивающие напряжения, что увеличивает действие взрыва на отрыв горной массы по линии скважин. По направлению линий, соединяющих заряды, происходит интерференция ударных волн, благодаря чему степень дробления массива в месте их встречи увеличивается. В других областях (вокруг зарядов) имеется зона, где происходит взаимная компенсация напряжений от взрыва соседних зарядов, что ведет к уменьшению действия взрыва по сравнению с одиночным зарядом. На расстоянии а > W заметного эффекта от интерференции ударных волн при взрыве соседних зарядов не наблюдается. Аналогичное явление происходит при действии двух зарядов из соседних рядов.

Учитывая это явление и физическую сущность действия заряда в массиве, можно сделать заключение, что уменьшение расстояния между скважинами и рядами, т. е. сгущение сетки скважин, ведет к увеличению степени дробления массива и уменьшению «мертвых зон»,улучшению проработки подошвы уступа при расположении зарядов как в шахматном порядке, так и по квадратной сетке.

В практике буровзрывных работ расстояние между зарядами рассчитывают на основании эмпирических данных, при которых за критерий действия взрыва принимают качественный показатель (плохое, удовлетворительное или хорошее дробление). Расчетные зависимости для определения расстояния между скважинами и рядами следующие: а = (0,8 - 1,4) W; b = (0,9 - 1) W при короткозамедленном взрывании; b = 0,85 W при мгновенном взрывании и шахматном расположении скважин. Цифра перед W есть коэффициент сближения скважин (относительное расстояние между зарядами), который обозначается m. Его величина зависит от свойств массива, требуемой степени дробления, последовательности взрывания зарядов и т. п. Меньшие значения m применяются для трудновзрываемых пород.

Взрывчатые вещества.

На карьерах используются следующие виды взрывчатых веществ: порошкообразные (аммониты, аммоналы, детониты); гранулированные (гранулиты, граммониты); водонаполненные (акватолы, акваниты). Некоторые взрывчатые вещества изготовляют на месте их применения, т. е. на самих карьерах. Это дешевые взрывчатые вещества, состоящие из смеси гранулированной аммиачной селитры с жидким компонентом.

Применение того или иного вида взрывчатого вещества в конкретных горно-геологических условиях определяют, исходя из свойств горных пород по трещиноватости массива, свойств взрывчатого вещества.

Для разрушения прочных и вязких горных пород применяют взрывчатые вещества с высокой бризантностью, т. е, обладающие хорошим дробящим действием.

Для отрыва крупных блоков без дробления применяют низкобризантные взрывчатые вещества, обладающие в то же время большой работоспособностью.

При выборе взрывчатого вещества учитывают экономичность подготовки горных пород к выемке в целом. Чем крепче порода и больше затраты на бурение, тем целесообразнее применение более мощных, хотя и более дорогих взрывчатых веществ.

Многие простейшие взрывчатые вещества хотя и не обладают высокими качественными показателями, но дешевые, легко поддаются механизированному заряжанию и поэтому наиболее предпочтительны при массовом производстве взрывных работ.

В случае, если по характеру действия для достижения определенных результатов в конкретных условиях подходят несколько типов взрывчатых веществ, то окончательный выбор производят, исходя из экономической эффективности с учетом стоимости взрывчатого вещества, затрат на доставку его в карьер, бурение и заряжание и расходов на дробление негабаритов.

Для взрывания скважин на карьерах применяют сплошные заряды, рассредоточенные инертной забойкой - песком, мелким щебнем, пенопластом, рассредоточенные воздушными промежутками,заряды, состоящие из двух типов взрывчатого вещества,сосредоточенные (котловые),парносближенные,плоские и фигурные. Простым, наименее трудоемким по заряжанию, поддающимся полной механизации, кроме размещения детонирующего шнура и патрона-боевика, является сплошной, однородный по взрывчатому веществу заряд. Для лучшего дробления породы длина заряда должна быть не менее 2/3 длины скважины или 0,6 - 0,8 линии сопротивления по подошве. При качественном забоечном материале длина забойки может быть от 20 диаметров скважины в трещиноватых породах до 35 диаметров в крепких породах.

Уменьшение длины забойки до 10 диаметров скважины возможно за счет применения самозаклинивающейся забойки в виде трех запирающих зарядов взрывчатого вещества, расположенных в материале забойки на расстоянии 3 диаметров скважины друг от друга. Для инициирования заряда в зависимости от типа используемого взрывчатого вещества применяют электродетонаторы, детонирующий шнур или патрон-боевик, который располагают в верхней или нижней части заряда на уровне подошвы уступа. Массив в зоне забойки при взрыве разрушается в результате метательного действия заряда, соударений кусков и дробления их при падении. В нашей стране и за рубежом широко применяют колонковые заряды из разных типов взрывчатых веществ. В нижней части заряда помещают более мощное водоустойчивое взрывчатое вещество типа гранитола и алюмотола для обеспечения качественной проработки подошвы, а в верхней части - более дешевое взрывчатое вещество типа игданита, гранулита или граммонита.

Рассредоточенные инертной забойкой заряды применяют в разнопрочных породах, размещая их в наиболее крепких слоях.

Рассредоточенные заряды с воздушными промежутками были предложены акад. Н. В. Мельниковым. В них реализуется явление интерференции ударных волн от взрыва частей зарядов. При одновременном инициировании отдельных частей происходит наложение ударных волн в горизонтальной плоскости. Если рассматривать это явление одновременно с действием заряда в соседних скважинах, то возникает сложная картина интерференции взрывных волн во взаимно перпендикулярных плоскостях.

Заряд, рассредоточенный воздушными промежутками, применяется при длине зарядной плоскости скважины более 1,2 W. Обычно заряд разделяют на две части. Нижний, основной заряд по массе составляет не менее 60 - 80% при длине не менее 1,2 W. Длина воздушного промежутка составляет от 0,17 длины всего заряда в скважине в крепких породах до 0,35 длины его - в породах средней крепости.

В некоторых карьерах рассредоточенные заряды делают из пенопласта, изготовляемого непосредственно в момент зарядки. При значительной величине линии сопротивления по подошве, когда нельзя достичь необходимого дробления путем уменьшения коэффициента сближения скважин m до 0,6, а применение наклонных, котловых зарядов или увеличение диаметра заряда невозможно, для первого ряда используют парносближенные заряды. Их размещают в массиве на расстоянии 3 - 10 диаметров зарядов. Расстояние между парами в ряду принимают несколько большее, чем при одиночных зарядах: (1,8 - 2,2) а.

Если развернуть по направлению линии наименьшего сопротивления парносближенные скважины, то вторая скважина от откоса уступа, взорванная с микрозамедлением (1 - 2 мс), будет работать как бы в зажиме, аналогично действию взрыва при подпорной стенке, улучшая дробление и проработку подошвы.

Плоские и фигурные заряды по своим действиям аналогичны парносближенным. Выполнение их возможно только в скважинах малого диаметра, пробуренных с расширением станками термического бурения. При этом для плоских зарядов расширение производится в продольном направлении уступа до эллиптической формы при подъеме бурового инструмента без вращения, для фигурных зарядов образуют сферические полости на нескольких уровнях по глубине скважины остановкой на некоторое время подъема бурового инструмента без включения его вращения. Наиболее эффективно применение плоских зарядов с соотношением большой и малой полуосей эллипса 2:1 - 3:1. Все рассмотренные конструкции зарядов можно объединить в три группы. Первая группа - вертикальные и наклонные скважинные сплошные и рассредоточенные заряды. Изменение времени воздействия взрывного импульса может быть достигнуто за счет пространственного расположения самих зарядов или их отдельных частей.

Вторая группа - вертикальные скважинные заряды с внутрискважинным замедлением, комбинированные из разных типов взрывчатого материала, и парносближенные заряды. Силовые параметры импульса изменяются в них подбором типа взрывчатого вещества или при изменении положения детонатора. Третья группа - фигурные заряды, от плоского до конусообразного. Требуемые параметры импульса в них достигаются изменением формы зарядной полосы.

СПОСОБЫ ВЗРЫВАНИЯ ЗАРЯДОВ ВЗРЫВЧАТЫХ ВЕЩЕСТВ

Последовательность и правильно выбранный способ взрывания зарядов должны обеспечивать качественное дробление и формирование развала горной массы определенных размеров и при необходимости селективное разделение полезного ископаемого в рудных забоях.

При однорядном расположении зарядов наиболее часто применяются три схемы взрывания с замедлением: через скважину,волновая и фланговая. Улучшение дробления в этих случаях, исходя из теории действия заряда в массиве, достигается за счет образования дополнительных поверхностей обнажения от взрыва первой серии зарядов. Намного сложнее, но эффективнее для дробления и формирования развала применение различных схем замедления при многорядном расположении зарядов в массиве.

Разрушение массива при применении короткозамедленного взрывания заключается в том, что при взрыве одной группы зарядов, например первого ряда, часть массива между рядами оказывается сжатой взрывной волной, т. е. как бы пригруженной. Затем волновое сжатие переходит в волновое растяжение. В части массива, оконтуренной первым рядом скважин, происходит отрыв горной массы. Инициирование зарядов второй группы в начальный момент позволяет увеличить степень дробления, но с повышенным расходом взрывчатого вещества. Инициирование в следующий момент обеспечивает условие взрыва зарядов второго ряда аналогично первому, т. е. с дополнительной поверхностью обнажения, находящейся на расстоянии, равном линии сопротивления по подошве (b = W).

В практике буровзрывных работ способ замедления во второй фазе взрыва используется достаточно широко. Существует множество схем соединения зарядов с замедлением, позволяющих получить одну, две и, если необходимо, три дополнительные плоскости обнажения. Среди схем соединения зарядов клиновые, волновые и радиальные позволяют за счет соударения разлетающихся кусков породы несколько увеличить степень дробления горной массы. При врубовых схемах с поперечным или продольным расположением скважинных зарядов уменьшаются размеры развала. Скважины врубовых рядов имеют увеличенный перебур, уменьшенное на 30 - 40 % расстояние между скважинами и увеличенный на 15 - 20 % удельный расход взрывчатого вещества.

Применение короткозамедленного взрывания благодаря эффекту интерференции позволяет уменьшить сейсмическое воздействие взрыва на здания и сооружения вокруг карьера, что очень важно при массовых взрывах.

Исследование интерференции ударных волн привело к идее инициирования с замедлением и рассредоточением инертной забойкой части заряда внутри одной скважины для увеличения времени воздействия энергии взрывчатого вещества на массив и, следовательно, улучшения дробления горной массы. При замедлении взрывания нижнего заряда увеличивается интенсивность дробления горной массы с хорошей проработкой подошвы уступа. В разнопрочных массивах, когда слой более прочных пород находится в верхней части скважины, возможно использование замедления верхнего заряда. Интервал замедления в обоих случаях принимают равным 10 - 15 мс.

Для взрывания скважинных зарядов на карьерах применяют следующие способы: огневой, электрический и детонирующим шнуром (рис.). При огневом способе используется огнепроводный шнур с капсюлями-детонаторами, при электрическом - электродетонаторы. Взрывание детонирующим шнуром заряда взрывчатого вещества производится при инициировании его самого капсюлем-детонатором от огнепроводного шнура или электродетонатора.

При инициировании детонирующим шнуром сплошного или рассредоточенного воздушным промежутком заряда возникает практически мгновенно цилиндрическое поле напряжений, которое с одинаковой скоростью распространяется до поверхности обнажения. Такой способ инициирования рекомендуется для зарядов наклонных скважин и зарядов второго и последующего рядов скважин, при короткозамедленном взрывании многорядных блоков, в которых расстояние от заряда до поверхности обнажения близко к равномерному по всей высоте уступа. Для зарядов первого ряда скважин с целью лучшей проработки подошвы уступа применяют инициирование от детонатора, расположенного в нижней части заряда.

Инициирование гранулированных и водонаполненных взрывчатых веществ из-за их низкой чувствительности к возбуждениям детонации производится от патронов-боевиков в виде небольшого заряда аммонита или специальных тротиловых, тротилтетриловых или тротилгексогеновых шашек, взрываемых непосредственно детонирующим шнуром.

Электровзрывание применяют для инициирования зарядов при всех методах ведения взрывных работ, но при отсутствии опасности по блуждающим токам и электромагнитной индукции. Замедление при электровзрывании осуществляется специальными электродетонаторами промежуточного или замедленного действия.

При взрывании детонирующим шнуром осуществляется замедление в 10, 20, 35 и 50 мс специальными пиротехническими замедлителями типа КЗДШ. Для одновременного зажигания группы огнепроводных шнуров применяют зажигательные патрончики диаметром 18 - 41 мм, представляющие собой бумажную гильзу, на дне которой помещен зажигательный состав.

При взрывании массива уступа скважинными зарядами ширина развала В_р (от линии скважин первого ряда) пропорциональна удельному расходу взрывчатого вещества q,линии сопротивления по подошве W и высоте уступа h

.

При коэффициенте разрыхления k_р = 1,2 - 1,4 и однорядном расположении скважин высота развала h_p =(0,5 - 0,6) h.

ВТОРИЧНОЕ ДРОБЛЕНИЕ ГОРНОЙ МАССЫ

Из-за недостаточного учета свойств взрываемого массива при расчете параметров взрывных работ или в случае низкого качества выполнения их во взорванной горной массе образуются крупные куски, которые затрудняют работу выемочно-погрузочных машин, часто приводя к поломке рукоятей и стрел экскаваторов.

Негабаритные куски при разработке плохо взорванного массива складываются на рабочей площадке экскаватора и подвергаются вторичному дроблению механическим способом - с помощью гидравлического бутобоя, взрывным или электрофизическим способом. Гидравлические бутобои оборудуются на базе гидравлических экскаваторов малых моделей, эффективно применяются для разрушения негабаритов в полускальных осадочных породах.

При взрывном способе заряд вещества помещают в шпуре диаметром 32 - 36 мм с забойкой из песка или воды (рис. а, б) или на поверхности куска (накладной заряд) (рис. в). Накладной заряд выполняется в нескольких вариантах. В простейшем случае взрывчатое вещество с удельным расходом 0,3 - 0,6 кг/м³ помещают под полиэтиленовый мешок с водой и, наконец, используют специально предназначенный для этих целей кумулятивный заряд (рис. г) с массой от 0,1 до 4 кг.

Благодаря практической несжимаемости жидкости, использование воды в качестве забойки позволяет резко уменьшить разлет кусков при взрывании. При электрофизическом способе предусматривается нагрев отдельного участка негабарита электрической дугой или токами высокой частоты. Вследствие увеличения объема нагреваемой зоны негабарит разрушается от механических напряжений.

ОРГАНИЗАЦИЯ ВЗРЫВНЫХ РАБОТ НА КАРЬЕРЕ

Взрывные работы на рудных карьерах осуществляются на основании типового проекта буровзрывных работ для зоны карьера с одинаковыми свойствами. Для конкретного взрываемого блока составляют паспорт буровзрывных работ, который утверждается главным инженером карьера.

Основой типового проекта являются утвержденный технический проект разработки месторождения, результаты экспериментальных и промышленных взрывов, новейшие литературные данные, производственный опыт по взрывным работам в аналогичных условиях и Единые правила безопасности при взрывных работах. В паспорте помимо расчета параметров взрывных работ обязательно предусматривается расчет величины опасной зоны по сейсмическому воздействию массового взрыва на здания и сооружения. Если радиус зоны сейсмического воздействия взрыва больше расстояния до сохраняемого объекта, то предусматривается разделение общего заряда на части с интервалом замедления взрывов между ним не менее 20 мс.

Для составления рабочего паспорта буровзрывных работ маркшейдерская служба производит съемку блока и указывает категории пород по буримости и взрываемости. С учетом необходимой степени дробления и формы развала производится расчет параметров, входящих в паспорт, по которому маркшейдер делает отметки устьев скважин на поверхности уступа. По результатам бурения составляют профили по скважинам с указанием горно-геологических условий массива (мощность пачек, отдельных пластов в сложных забоях, углы падений и т. п.).

Повторной съемкой замеряют расстояние между скважинами и рядами, линию сопротивления по подошве. По этим данным уточняют величину зарядов в скважинах, конструкции зарядов и порядок взрывания. После взрыва выполняют горизонтальную съемку, составляют профили взорванной горной массы, определяют параметры развала и величину разрыхления породы в развале.

По правилам безопасности во время производства взрывных работ все другие виды работ на карьере прекращаются, оборудование отгоняется на безопасное расстояние, а люди выводятся из карьера.

Взрывные работы на карьерах, как правило, проводят в определенные дни и часы. Для контроля основному исполнителю взрывных работ - выдается график работ. В нем предусмотрено: оформление путевок и получение взрывчатых веществ и средств взрывания; подвоз забоечного материала к скважинам; доставка взрывчатых материалов к месту взрыва; выгрузка и разноска взрывчатых веществ к скважинам; зарядка и забойка скважин; монтаж взрывной сети и оцепление места взрыва; расстановка замедлителей в схеме соединения зарядов; подача боевого сигнала; взрыв; осмотр места взрыва; оформление документов и сдача оставшихся взрывчатых материалов на склад.

Механизация забойки скважин осуществляется с помощью забоечных машин-бункеров, транспортирующих и засыпающих в скважину забоечный материал ( песок, щебень, отходы обогащения). Доставка и зарядка скважин гранулированными и водонаполненными ВВ осуществляется пневмозарядными машинами (например, СУЗН-5).

Определение основных параметров и показателей БВР.

При буровзрывном способе подготовки горной массы к выемке и вертикальных скважинных зарядах, диаметр скважины по методике треста «Союзвзрывпром»

,мм

где - высота уступа, м; - удельный расход ВВ; кг/м³ ; - плотность заряжания, т/м^3.

Удельный расход взрывчатых веществ ( ВВ), q = 0,4 0,8 кг/м³.

Плотность заряжания = 0,7 0,9 т/м^3.

С учетом величины диаметра скважины и крепости пород выбираем буровой станок. Линия сопротивления по подошве

,м

где - диаметр скважины для выбранной модели бурового станка, м; - плотность заряжания, т/м³ ; - удельный расход ВВ; кг/м³

Проверяем величину линии сопротивления по подошве, по возможности безопасного обуривания уступа:

,

где с = 2 м - безопасное расстояние от гусениц станка до верхней бровки уступа ; = 70⁰ - угол откоса уступа,ctg70⁰ = 0,364.

Глубина перебура

,м

Длина забойки

,м

Длина заряда ВВ

,м

Глубина скважины

,м

Расстояние между скважинами в ряду

,м

где m = (0,81,1) - коэффициент сближения скважин.

Величина общего заряда ВВ

,кг

Вместимость 1 м скважины

,кг/м

где - диаметр скважины для выбранной модели бурового станка, дм;

- плотность заряжания, т/м^3.

Проверяем массу заряда ВВ по условию вместимости в скважину

,кг

Расстояние между рядами скважин при многорядном короткозамедленном взрывании (КЗВ)

,м

Ширина взрывной заходки

,м

где n - число рядов скважин.

Высота развала при многорядном КЗВ при 2-3 рядах скважин

,м;

при числе рядов скважин больше 3

,м

Ширина развала (от линии первого ряда скважин)

,м

Объем взрывного блока из расчета подготовленности для экскаватора запаса взорванной горной массы на двухнедельный срок:

,м³

где Q_эс - суточная эксплуатационная производительность экскаватора, м³ / сутки. Длина взрывного блока

...