Технология подготовки горных пород в выемке

Лекция 3 (6 часов)

Технология подготовки горных пород в выемке

Процесс подготовки горных пород к выемке является основным в технологии их разработки и заключается в рыхлении горного массива механическим или взрывным способом.

Механический способ без предварительного взрывания применяется в основном в мягких, рыхлых и плотных горных породах. Иногда в полускальных породах.

Взрывной способ используется в полускальных и скальных породах.

Подготовка мягких горных пород

Массив рыхлых и мягких пород может разрабатываться экскаваторами или другими выемочными машинами. При этом усилие копания, развиваемые рабочими органами, машин, должны быть достаточными. Кроме этого породы этой группы могут быть смерзшимися или слежавшимися. Особенно это касается так называемых техногенных месторождений (отвалов). Поэтому их перед выемкой необходимо рыхлить механическим путем или взрывом. Обычно механическими лопатами с ковшом емкостью менее 1 м3 можно разрабатывать без предварительного рыхления слой мерзлой породы мощностью не более 0,2 – 0,3 м, а при ковше ёмкостью более 4 м3 – слой мощностью до 0.7 м.

В комплекс работ по подготовке мягких и рыхлых пород к выемке в зимнее время входит: предотвращение промерзания площадок и откосов, когда слой для выемки превышает допустимо возможную мощность для выемки; оттаивание пород путем электрообогрева, поверхностного пожога с помощью горячих газов, пара и.т.п.; рыхление посредством буровзрывных работ или механическими рыхлителями.

Для утепления площадок с целью предохранения пород от промерзания чаще всего используют предварительное рыхление с помощью бульдозерных рыхлителей на глубину до 1 м или экскаваторами на глубину до 2 метров. Иногда площадки накрывают стекловатой, шлаком опилками, покрывают слоем из замороженной водовоздушной пены или другим теплоизоляционным материалом. В последнее время теплоизоляционные материалы используются реже, так как теперь выпускается мощные бульдозерно-рыхлительные агрегаты на гусеничном и колесном ходах, как отечественного, так им импортного производства. В качестве рабочего органа используются одно и многозубые механические рыхлители (таб.1-3). Такие агрегаты способны рыхлить мерзлые грунты глубиной более одного метра и транспортировать породу до 100 – 150 м. Причем призма волочения достигает 20 и более м3. При движении рыхлителя порода разгружается в контуре трапециевидной прорези (рис. 1). Расстояние между прорезями зависит от плотности и трещиноватости пород. Чем мягче порода, чем меньше показатель трудности ее разборки, тем больше возможность заглубления рыхлителя и техническая скорость рыхления (таб. 4).

Требуемая кусковатость рыхления и производительность рыхлителя регулируются изменением глубины рыхления, угла рыхления, расстояния между смежными проходами и схемы движения рыхлителя.

Рыхление массива производится при параллельных смежных проходах на горизонтальной или наклонной (до 20 градусов) площадке. Проходы могут быть прямые, зубообразные и другие. На горизонтальной площадке рыхлитель движется по челноковой схеме. Длина рабочего участка составляет 100 – 300м. На наклонной площадке рабочее движение осуществляется только под уклон, а вверх машина перемещается в холостую.

Производительность рыхлителя (м3/час.) при параллельных ходах может быть определена по формуле

Qt = chk/ (1/v + t/l),

где с – расстояние между смежными ходами рыхлителя, м; h – глубина рыхления, м; k – коэффициент использования рыхлителя (k = 0,7 – 0,8); v – техническая скорость рыхления м /час.; t – время переезда на следующую борозду, ч; l – длина параллельного хода, м.

Производительность рыхлителя в твердых породах достигает 1000 –1500 м3/ч при длине участка рыхления 100 – 300 м.

Рыхлители успешно используются при разработке тонких угольных пластов, при добыче фосфоритовых и апатитовых руд, для разрушения маломощных слоев сланцев, песчаников, полускальных известняков, а также так называемых техногенных месторождений (отвалов).

Колесные бульдозеры обладают примерно в три раза большей скоростью движения, чем гусеничные. Это сообщает им маневренность, возможность обслуживания нескольких объектов и производства различных работ в карьере. Вместе с тем увеличенное примерно в три раза (до 0,2-0,3 МПа) давление на грунт и сравнительно «меньший» коэффициент сцепления (0,55-0,65) предопределяют их применение на достаточно прочных грунтах. Одним из обстоятельств, определяющих выбор колесных бульдозеров, является повышенный износ шин. В итоге, маневренность и высокая скорость движения делают колесные бульдозеры особенно пригодными для работы по подборке породы возле экскаваторов, при работе на складах, планировке дорог. Для повышения срока службы шин колеса обвязывают мощными цепями.

В последнее время широко стали использоваться гидроударники (гидромолоты) в основном импортного производства, например фирмы Крупп или Раммер. Наши гидроударники менее надежны в работе. В последнее время импортным гидроударникам могут создать конкуренцию гидромолоты Воронежского экскаваторного завода. Гидромолоты, для разработки скальных и полускальных пород навешиваются на экскаваторы. В зависимости от энергии удара выбирается вес экскаватора.

Иногда подготовка мягких пород к выемке заключается в осушении массива.

Из специальных методов локального осушения применяется предварительное дренирование горизонтальными скважинами, пробуренными в основании уступа.

Локальное осушение возможно также посредством электрического поля. Для этого в осушаемом массиве создается напряжение, благодаря которому начинается движение катионов воды в электрическом поле.

Осушение осуществляется также путем создания цементных завес или из других химических (твердеющих) составов, нагнетаемых через вертикальные скважины на границе участка в зоне подпитки грунтовыми водами. Однако бурение скважин в рыхлых породах осложнено по причине «прихвата» бурового инструмента и завала ствола скважин. Поэтому для бурения применяют ряд мер, например, установку, так называемых кондукторов.

В климатических условиях с длительным периодом низких температур применяется оттаивание через вертикальные скважины различными теплоносителями, например паром.

При гидромониторной разработке мягких горных пород применяют предварительное водонасыщение массива через вертикальные скважины под давлением. Скважины располагают на расстоянии 3 – 4 м друг от друга в ряд. 

Показатели рыхлимости горных пород Таблица 4


Подготовка к выемке скальных и полускальных пород осуществляется посредством взрывных работ.

Взрывные работы должны обеспечивать экономичность и безопасность ведения работ и иметь следующие основные показатели.

1. Необходимую степень дробления горных пород при сохранении сортности и качества полезного ископаемого и полное разрушение массива взрывного блока;

2. Соответствие размеров и формы развала ГМ параметрам конкретного комплекта оборудования технологического потока;

3. Объем ГМ в забое, достаточный для бесперебойной и производительной работы выемочного - погрузочного оборудования;

4 Ровную поверхность рабочей площадки, при соблюдении допустимых отклонений отметок проекту;

1. Горные породы или полезные ископаемые после взрыва называются горной массой (ГМ).

ГМ характеризуется показателем состава по крупности и коэффициентом разрыхления.

Академик Н.В. Мельников предложил классификацию фракций ГМ состоящую из 14 классов:

1 класс – 0 – 5 мм; 2 класс – 5 – 30 мм; 3 класс – 30 – 80 мм; 4 класс – 80 – 120 мм; 5 класс – 120 – 200 мм; 6 класс – 200 – 270 мм; 7 класс – 270 – 400 мм; 8 класс – 400 – 600 мм; 9 класс – 600 – 730 мм; 10 класс - 730 – 1000 мм; 11 класс – 1000 – 1300 мм; 12 класс – 1300 - 1500 мм; 13 класс – 1500 – 2000 мм; 14 класс – фракции более 2000 мм.

Кусковатость (фракционность) ГМ должна быть оптимальной. Уменьшение размера кусков способствует повышению производительности экскаваторов и транспортных средств, но ведет к увеличению затрат на буровзрывные работы.

Оптимальная степень дробления определяется по размеру среднего куска, при котором общие затраты по законченному циклу производственных процессов будут наименьшими.

Существует несколько способов определения среднего размер куска. По гипотезе Реттингира, по гипотезе Кирпичева – Кика, по гипотезе Бонда, по С.Е. Андрееву.

Средневзвешенный размер куска ГМ (мм) определяется по выражению

Dср = ∑di×ni/∑n,

где di – средний размер i – той фракции (среднее арифметическое из крайних), ni – число кусков i – ого класса, ∑n – общее число кусков, полученных при взрыве; n – число фракций.

При использовании мехлотап с ковшом емкостью 4 – 8 м3 в комплексе с автосамосвалами или думпкарами оптимальный средний кусок dср при взрывании пород равен 0,3 – 0, 5 м, при взрывании руд – 0,2 – 0,25 м. В то же время, уменьшение размера куска влечет за собой необоснованные потери при погрузке и транспортировании (просыпи), дроблении на дробильно-обогатительных комплексах (повышенный отсев в отходы при грохочении).

Размеры максимально допустимого куска в ГМ определяются параметрами транспортных средств, дробилок и других приемных устройств, через которые должны проходить куски породы, а также условиями работы оборудования и стремлением снизить ударное воздействие от кусков породы при ее перегрузке.

Максимально допустимый линейный размер куска породы, м, по данным исследований имеет следующие параметры.

- для одноковшовых экскаваторов : lmax = 0,8 × 3√q.

- для транспортных сосудов : lmax = 0,5 × 3√Q

- для конвейерного транспорта: lmax = 0,5 Вл - 0,1.

- для дробилок: lmax= 0,75 bд.

Где q – емкость ковша экскаватора, м3; Q – емкость кузова автосамосвала или думпкара, м3; Вл – ширина конвейерной ленты, м; bд – ширина приемного отверстия дробилки, м.

2. Развал взорванной породы в плане должен быть минимальным. Это уменьшает ширину рабочей площадки, размер которой существенно влияет на горно-капитальные работы. А по высоте развал должен быть как можно выше. Это позволяет повысить производительность экскаватора. За счет сокращения передвижек. Однако развал ГМ по высоте, согласно правилам безопасности, не должен превышать высоту черпания экскаватора в 1,5 раза.

3. Объем ГМ в забое определяется из условий бесперебойной работы выемочно-погрузочного оборудования и должен превышать производительность выемочно-погрузочных машин за период между взрывными работами. В каждом конкретном случае рассчитывается оптимальный объем ГМ, чтобы исключить «омертвление» эксплуатационных затрат.

4. Требование полного дробления взрываемого блока относится в основном к проработке подошвы. Завышение или занижение уровня подошвы требует дополнительных затрат для приведения его в соответствие проекту, так как снижает производительность экскаватора, является причиной поломок и аварий, ухудшает работу транспорта.

Куски, имеющие размеры больше допустимых, называют негабаритами и подвергают дополнительному дроблению.

Увеличение доли крупных кусков, тем более негабаритов приводит к снижению производительности, поломкам и авариям горного и транспортного оборудования, а также к дополнительным расходам по дополнительному дроблению.

В монолитных породах средней крепости средний выход негабарита должен не превышать 5 - 10 %, в очень крепких трещиноватых породах 20 – 25 %.

Развитие взрывных работ на карьерах происходило в зависимости от совершенствования средств взрывания и проходки полостей для размещения взрывчатого вещества в массиве. На рис. 2 приведены существующие в настоящее время методы взрывного разрушения горных пород взрывом.

1. Метод накладных зарядов. Заключается в заложении заряда непосредственно на поверхности массива и используется при вторичном дроблении и на вспомогательных работах.

2. Метод камерных зарядов. В период отсутствия или малой механизации взрывчатые вещества (ВВ) в массиве размещали в естественных полостях, трещинах (малокамерный заряд «рукава») или в специально сооружаемых подземных выработках – штольнях или шурфах (камерные заряды), располагаемых на расчетном расстоянии друг от друга. После закладки заряда, такие выработки заполняли мелкой горной породой.

При таком способе взрывания регулировать дробление породы практически было невозможно. Массив разваливался на куски естественной блочности и состоял в основном из негабаритов. Поэтому взрывные работы происходили в две стадии. Вторая стадия дробления взрывом заключалась в заложении накладных зарядов для разборки завалов и вторичного дробления.

В настоящее время камерные заряды используются в основном для производства взрыва на выброс при сооружении траншей или полутраншей. Параметрами камерных зарядов являются объем зарядной камеры (V), величина заряда (Q) и расстояние между камерами а.

Величину зарядов определяют расчетным путем по линии наименьшего сопротивления Wл.н.с., то есть минимального расстояния от заряда до обнаженной поверхности (ЛНС).

3. Метод котловых зарядов. При недостаточном количестве буровых средств и высоких уступах для обуривания массива при взрывном рыхлении применяется метод котловых зарядов. Он заключается в расширении (простреле) пробуренного шпура или скважины в основании посредством малого заряда ВВ. В отдельных случаях применяется термическое бурение. В образующиеся после прострела полости размещается основной заряд ВВ. Патрон боевик размешается внутри заряда. Этот метод обуславливает хорошую проработку подошвы уступа, но в тоже время обладает рядом недостатков. Это трудность расчета  и управления образованием котла, нарушение естественного состояния массива и образование в нем трещин, большой объем немеханизированного труда.

Параметрами котловых зарядов являются: величина заряда Q, величина заряда для образования котла Qk, расстояние между зарядами в ряду а, ЛНС Wл.н.с , длина забойки.

4. Метод шпуровых зарядов. Шпур - это цилиндрическая полость в горной породе, имеющая глубину не более 5 м и диаметр до 75 мм. Используется при разработке тонких ценных жил, рыхления слоя слежавшейся или мерзлых пород, дробления негабаритных кусков и выравнивания подошвы, а также в гористой местности на низкоуступной части рабочего горизонта карьера. За рубежом шпуры имеют диаметры от 25 до 100 мм. Использование шпуровых зарядов при рыхлении массива позволяет сохранить структуру полезного ископаемого при равномерном дроблении. Недостатками метода являются относительно большая трудоемкость и повышенный расход средств взрывания.

5. Метод скважинных зарядов. Наиболее распространенный способ подготовки горных пород для рыхления взрывом. Используется на большинстве карьеров в разнообразных природных условиях при различных масштабах и условиях горных работ. В настоящее время имеются эффективные и разнообразные средства для бурения скважин на карьерах в любых породах.

Скважина – это цилиндрическая полость, имеющая диаметр более 75 мм и глубину более 5 м. Изменяя диаметр скважин, количество рядов, угол наклона скважин, можно более равномерно распределять взрывчатые вещества в массиве в зависимости от его свойств.

Скважинный способ позволяет управлять взрывом для получения необходимого состав ГМ по крупности посредством регулирования параметров скважин и скважинных зарядов.

Сущность скважинного метода заключается в размещении ВВ в наклонных или вертикальных скважинах с забойкой в верхней части их инертными материалами из песка, буровой мелочи или забоечного материала специального состава. Скважины располагаются параллельно верхней бровке уступа в один или несколько рядов и размещаются друг от друга на расчетном расстоянии по прямоугольной сетке или в шахматном порядке. Расстояние первого ряда от верхней бровки должно обеспечивать безопасность бурового станка на уступе и рабочих по зарядке скважин.

Бурятся скважины горными машинами, которые называются бурильными. Для открытых горных работ бурильные машины принято называть буровыми станками (установками).

Бурение скважин в скальных породах – трудоемкий и дорогостоящий процесс.

Буримость горных пород характеризуется относительным показателем трудности бурения породы Пб, который определяется из эмпирического выражения

Пб = 0,07.(σсж. + σсдв.) + 0,0007γ,

γ – плотность пород, кг/м3;

Все горные породы по буримости делятся на 25 категорий и подразделяются на пять классов:

1 класс – легкобуримые (Пб = 1 ÷ 5); категории 1, 2, 3,4, 5; II класс – средней трудности бурения (Пб = 5,1 ÷ 10); категории 6, 7, 8, 9, 10; III класс – труднобуримые (Пб = 10,1 ÷ 15); категории 11, 12, 13, 14, 15; IV класс – весьма труднобуримые (Пб = 15.1 ÷ 20); категории 16, 17, 18, 19,20; V класс – исключительно труднобуримые (Пб = 20,1 ÷ 25; категории 21, 22, 23, 24, 25.

Породы с показателем более 20 относятся к внекатегорийным.

Бурение скважин осуществляется станками вращательного и ударно-вращательного действия. Буровые станки вращательного действия наиболее распространены и подразделяются на шнековые и шарошечные.

Шнековые станки вращательного действия имеют рабочий орган в виде бурового става шнековых штанг винтовой формы и буровой коронки – резца, армированного лезвиями или штырями из твердого сплава. При вращении бурового става с частотой 120 – 220 об/мин и под воздействием осевого усилия резец разрушает породу в забое скважины, а буровая мелочь с помощью шнека выдается на поверхность. Сейчас используется шнеко-пневматический способ очистки скважин. В зависимости от буримости пород применяют резцы различных типов. Резцы рассчитаны на бурение 1000 м, а штанги до 4000 м.

Станки шнекового бурения СБР – 125 и СБР – 150 применяются для бурения вертикальных и наклонных скважин диаметром 125 – 160 мм и глубиной до 25 м в породах с Пб = 2 ÷ 5. В основном их используют на угольных разрезах и при разработке непрочных строительных пород (мергель, гипс и др.). Ход станка СБР – 125 шагающий, СБР – 150 гусеничный. Производительность станков зависит от крепости пород и режима бурения и составляет 15 – 100м/смену. Станки характеризуются простотой конструкции и эксплуатации, при их работе обеспечиваются благоприятные санитарно-гигиенические условия.

Станки шарошечного бурения имеют в качестве рабочего органа конусообразные трехшарошочные долотья с зубьями или штырями из твердого сплава. Конструктивно шарошки выполняются трех видов: с зубчатыми венцами, штыревые из твердого сплава и комбинированные. Первые предназначены для бурения мягких и средних по крепости породах, вторые в крепких и третьи в разнопрочных. Сами штыри в зависимости от крепости и вязкости пород имеют рабочую поверхность в виде клина или полусферы. Долото привинчивается к буровой штанге трубчатого вида.

Удаление буровой мелочи из забоя скважины осуществляется сжатым воздухом, или воздушно-водяной смесью, через специальные, имеющиеся в буровых штангах и в самом долоте каналам. Буровая мелочь поднимается по скважине по затрубному кольцевому пространству.

Буровые штанги изготовляются из цельнотянутых труб. Буровые штанги соединяются между собой конической замковой резьбой. С помощью такой же резьбы соединяется и шарошечное долото с буровой штангой.

Промышленностью выпускается 13 типов трехшарошечных долот. Каждый тип долота предназначен для бурения пород с определенными свойствами.

Шарошки лапы долот, где крепятся шарошки, изготовляют из хромоникелевой стали 12ХН2, 2ХН3А и никель-молибденовой стали 17Н3МА и подвергают химико-термической обработке.

При вращении бурового става, состоящего из буровых штанг при большом осевом усилии шарошки, перекатываясь по забою скважины, разрушают своими зубьями или штырями породу за счет ее смятия и раздавливания.

Скорость бурения зависит от осевого давления на долото, частоты его вращения и расхода воздуха, подаваемого в скважину. На практике частота вращения бурового инструмента составляет 50 – 200 об/мин, а осевое давление 7 – 18 кН на 1 см диаметра долота. С увеличением крепости пород осевое давление должно возрастать. А частота вращения снижаться. Стойкость долот в крепких скальных породах (Пб = 14 ÷ 15) составляет 100 – 150 м.

По массе (Мс), развиваемому осевому давлению (Pос) и диаметру скважин dс станки шарошечного бурения подразделяются на три класса.

1. Легкие, например СБШ - 200 (Мс ≤ 40 т; Pос ≤ 200 кН, dс ≤ 216 мм). Рациональная область применения по буримости пород - Пб = 6 ÷ 10

2 Средние, например 2СБШ – 200Н, 2СБШ – 250 – 32МН (Мс ≤ 65 т, Pос ≤ 350 кН, мм, dс = 216 ÷ 270 мм. Рациональная область применения по буримости пород - Пб = 10 ÷ 14.

3. Тяжелые, например СБШ – 320 (Мс > 85 т, Pос > 350 кН, dс > 270 мм. Рациональная область применения по буримости пород - Пб = 14 ÷ 18

Основные технические параметры станков шарошечного бурения приведены в таблице 5

Буровые станки смонтированы на гусеничном ходу – обычно на УГ60 (унифицированном гусеничном).

Станки шарошечного бурения получили наибольшее распространение (ими производится 70 % объема буровых работ). Основными достоинствами этих станков являются: высокая производительность (20 – 150 м/смену), непрерывность процесса бурения, возможность его автоматизации. Недостатки: большая масса станков и малая стойкость долот при бурении труднобуримых породах.

Обслуживают во время работы шарошечные буровые станки два специалиста: машинист и помощник машиниста.

Пневмоударные станки (СБУ) ударно-вращательного действия имеют в качестве рабочего органа пневмоударник, погруженный в скважину при помощи штанги. Сжатый воздух, поступающий по буровой штанге, приводит в действие пневмоударник. Буровая коронка, которого наносит по забою скважины 1700 – 2500 ударов в минуты. Одновременно пневмоударник вращается вместе со штангой. Буровая мелочь удаляется из скважины водовоздушной смесью или сжатым воздухом. Коронки для бурения скважин используются разнообразной конструкции: однодолотчатые, крестовые и др. Основные модели станков и их характеристики приведены в таблице 6.

Станки с погружными пневмоударниками применяются для бурения скважин в породах с Пб = 5 ÷ 20 Станки очень удобны для заоткоски бортов, выравнивании подошвы уступов. Эти станки целесообразно применять при высокоабразивных, весьма и исключительно труднобуримых породах, производительность станков при этом достигает 10 – 25 м/см. Затраты на обуривание 1 м3 породы в 1.5 – 2.5 раза выше. Чем при шарошечном бурении. Основные недостатки: малая стойкость буровых коронок, низкая производительность и большое пылеобразование. Эти недостатки относятся в основном к станкам отечественного производства. Станки импортного производства, например Фирмы Атлас Копко обладают высокой производительностью, высокой стойкостью буровых коронок, имеют надежные пылесборники. Буровой шлам, поступающий в пылесборники в дальнейшем используется геологической службой для определения качества полезного ископаемого.

Буровые станки Серии ROC известной шведской фирмы Атлас Копко. Принцип бурения: использование погружных пневмоударников

Основные технические параметры станков шарошечного бурения

Таблица 5


Буровой станок вращательного бурения СБШ – 250 МНА

Станок буровой термического расширения скважин в породах крепостью 12 СБТ – 400 МНР

Технические характеристики


Техническая характеристика станков типа СБУ


  •  Станок буровой СБУ-100ГА-50

Термическое бурение скважин используется в крепких, как правило в кварцсодержащих, монолитных породах с крепостью 20. Разрушение породы происходит в результате практически мгновенного нагрева поверхностного тонкого слоя ее в забое скважины от высокотемпературной (до 3200о С) струи газов, выходящей из сопла горелки рабочего инструмента со сверхзвуковой скоростью (около 2000м/с). В результате термических напряжений от расширения порода разрушается и отделяется от массива. Выносятся разрушенные куски породы струей газов.

Для создания высокой температуры используется горючее – керосин или дизельное топливо; окислители – кислород, азотная кислота или сжатый воздух. Горючее и окислители из баков, смонтированных на станке, подаются под давлением по трубопроводам через штангу к горелке, где они смешиваются в камере сгорания. При кислородном окислителе горелка имеет два или три сопла, при воздушном окислителе – одно. Охлаждение горелки и пылеподавление осуществляется водой.

Бурение штанги производится без наращивания штанги, поэтому станок термического бурения имеет высокую мачту. Стойкость горелки составляет 80 – 120 м.

Режим термического бурения зависит от температуры и скорости истечения газов, частоты вращения горелки, которая составляет обычно 10 – 20 мин-1, и расстояния между соплами горелки и забоем скважины. Современные станки имеют автоматическую систему регулирования режима бурения, т.е. автоматическое поддержание оптимального расстояния между забоем и горелкой и регулирования соотношения рабочих компонентов для создания оптимальных параметров струи.

Станки термического бурения позволяют бурить скважины разнообразной формы с расширением  в любой плоскости, с изменением режима бурения и применением горелок со специальной геометрией.

Скорость бурения зависит от свойств массива и режимов бурения и достигает 10 – 12 м/ч.

На 1 м скважины требуется 50 – 70 м3 кислорода и 15 – 20 кг керосина, что является дорогим процессом и основным недостатком бурения.

Эффективным является комбинированное применение термического и механического способов разрушения, конструктивно используемых в двух вариантах.

1.Шарошечное или ударно-вращательное бурение скважин малым диаметром, которые затем расширяются огневой горелкой, смонтированной на станке.

2. Конструкция станка предусматривает применение в буровом инструменте горелки, которая предназначена для нагрева породы, и шарошки, которая легче разрушает породу, находящуюся после нагрева в термическом напряжении.

Кроме рассмотренных способов существует ударно-поворотное бурение (ударно-канатное). В настоящее время оно используется крайне редко, в основном для прохождения скважин в насыпном грунте, состоящим из различной породы и мусора (куски бетона и прочее). Бурение такими станками трудоемкий и низкопроизводительный процесс.

Принцип работы заключается в том, что тяжелый (1200 – 2800 кг) буровой снаряд, подвешенный на канате, ритмично поднимается на высоту 1 – 1,2 м и свободно опускается. При ударе долото снаряда разрушает породу в забое. В момент подъема канат раскручивается, поворачивая буровой снаряд на некоторый угол, а в момент контакта с породой свободно провисающий канат вновь скручивается, поворачивая концевое крепление в замке буровой штанги.

Для удаления буровой мелочи в скважину периодически подается вода, образующаяся вместе с продуктами бурения шлам, который вычерпывается желонкой.

Режим работы станка регулируется высотой подъема бурового станка и периодичности доставки воды.

Организация буровых работ

Организация буровых работ должна обеспечить максимальную эффективность работы буровых станков и взаимную увязку бурения с другими процессами в карьере.

Обуриванию намеченного к взрыву блока предшествует планировка площадки, которая должна быть горизонтальной и обеспечивать маневры бурового станка, а сам буровой станок обеспечен электроэнергией. Планировка осуществляется бульдозером. В зимнее время рабочая площадка должна быть очищена от снега.

На планируемый к взрыву блок составляется паспорт, в котором указывается номер блока, количество и номера скважин, расстояние между скважинами в ряду и между рядами, глубина каждой скважины, количество ВВ, высота забойки.

Разметку скважин осуществляет маркшейдерская служба. Фактическую глубину скважин и соответствие проекту контролирует машинист бурового станка. Контроль за процессом бурения производит горный (буровой) мастер.

При бурении первого ряда к бровке уступа скважин, управление станком осуществляется дистанционно, а ось бурового станка должна быть перпендикулярна бровке уступа.

Режимы бурения и другие данные заносятся в буровой журнал станка, который должен находиться в кабине машиниста. Данные о сдаче приемке смены и техническом состоянии бурового станка отмечаются в журнале сдачи приемке смен и журнале осмотра (технического состояния) станка.

Производительность буровых работ. Производительность буровых работ зависит от производительности бурового станка, подготовительно-заключительных операций, и простоев. Как и у любого оборудования у буровых станков различают паспортную производительность, техническую и эксплуатационную.

Паспортная производительность указывается в паспорте и обычно заключается в скорости бурения (м/час).

Техническая производительность бурового станка (м/смену) определяется из выражения

                                         Qб. тех. =                       ,

где Тсм – продолжительность смены, мин; Тп.з  - продолжительность подготовительно-заключительных операций и регламентируемых перерывов в смене, мин., tб – время бурения (основное и вспомогательное) 1 м скважины, мин. (обычно определяется хрономеражом или берется из паспорта бурового станка).

На практике производительность ниже вследствие не регламентированных остановок, износа бурового станка и бурового инструмента, изменчивости массива буримых пород. Поэтому сменная производительность может быть определена по следующей формуле:

где kc – коэффициент чистого рабочего времени в течении смены (обычно kс = 0,7 – 0,85).

Кроме внутрисменных простоев имеются еще целосменные простой буровых станков. Причинами этих, в основном организационных простоев (до 15 – 20 % общего годового фонда времени) являются плановые и внеплановые ремонты и перегоны станков, отсутствие фронта работ и т. д. В целом потери рабочего времени в течение года достигают 35 %. С учетом различных вспомогательных работ коэффициент производительного использования буровых станков на карьерах составляет  от 0.35 до 0.4 до 0.55 -–0,6.

Исходя из этого эксплуатационная годовая производительность бурового станка (в м/год) может быть определена по формуле:

                                                                                                    

где Nс.к. – число календарных или рабочих смен;

kч  - коэффициент чистого времени в течение года (kч = 0,35 – 0,60).

Парк буровых станков для карьера 

Количество буровых станков определяется как для карьера в целом, так и для выемочно-погрузочного оборудования (экскаватора, погрузчика). Последнее целесообразней. Так как производительность комплекса технологического потока зависит от работы выемочно- погрузочной машины, и для обеспечения ее ГМ необходима строгая увязка работы с ней буровых станков. К тому же на больших карьерах выбор и расчет количества буровых станков для каждого экскаватора позволяет более полно учесть свойства массива разрабатываемой экскаватором зоны.

Необходимое количество буровых станков в целом для карьера может быть определено по формуле

N = Пk/(Qсм nnгод.V),

где П – производительность карьера по горной массе, м3/год; k – коэффициент резерва станков (1,2 – 1,3); сменная производительность бурового станка, м/смену; n – число смен работы бурового станка в сутки; nгод – число рабочих дней бурового станка в году; V – выход ГМ с 1 м скважины, м3;

V = аb/h,

где а и b – соответственно расстояние между скважинами в ряду и между рядами, м; h – высота уступа, м.

Необходимое количество станков для одной выемочной единицы определяется по этой же формуле, но с учетом месячной производительности экскаватора (погрузчика) и числа рабочих дней бурового станка в месяц. Коэффициент резерва следует принимать равным 1.1 – 1,15.

Обслуживание буровых станков осуществляет ремонтная служба, оснащенная передвижными мастерскими для аварийного, текущего ремонтов и систематического контроля за состоянием станков.

Профилактические и капитальные ремонты буровых станков, а также заточку буровых коронок выполняют в ремонтно-механических мастерских по графику планово-предупредительных ремонтов в службе главного механика карьера.

Промышленные взрывчатые вещества и средства взрывания для открытых горных работ. Расчет параметров скважинных зарядов.

Разрушение массива горных пород взрывом зависит от множества факторов. Сложность заключается в том, что реальная среда – не является однородной.

Реальный массив разнороден по минеральному составу, стратиграфическому строению и трещиноватости. Это усложняет механизм разрушения действием взрывчатого вещества. Для достижения максимальной эффективности разрушения горных пород взрывом существует множество теорий и расчетов, но все они сводятся к выбору наиболее дешевого и работоспособного ВВ и определению оптимального его количества в той или иной категории пород.

Поэтому в условиях действующих предприятий, и особенно при проектировании карьеров и разрезов важно правильно оценить прочностные и структурные свойства горных пород.

Для удобства расчетов все горные породы разделены на классы и категории пород по трудности взрывания, а для каждого класса принят свой эталонный удельный расход ВВ как по взрываемости, так и для рыхления и выброса.

В качестве эталонного принят взрыв на дробление 1 кубического метра монолитной породы при наличии шести свободных поверхностей (свободно подвешенный куб) с расположением заряда эталонного ВВ (аммонита № 6ЖВ) в центре куба и степенью дробления породы равной двум.

Удельные расходы эталонных ВВ, кг/м3 и категории пород приведены в таблицах 8 и 9.

Классификация взрывов.

По своей природе взрывы делятся на физические, химические  и ядерные.

При физических взрывах происходят преобразования без изменения химического состава взрывчатого вещества или смеси (беспламенное взрывание с помощью углекислоты и сжатого воздуха). Например взрывы паровых котлов, баллонов со сжиженным газом, электрические разряды и т.д.

При химических происходят чрезвычайно быстрые окислительные химические реакции с образованием новых соединений, выделением теплоты 3400 – 6000 Дж/кг и газов (взрывы ВВ, метана, угольной или другой органической пыли, паров горючих жидкостей).

При ядерных происходит цепная реакция деления атома с образованием новых элементов.

При взрывных работах в промышленности применяются в основном химические взрывы.

Классификация зарядов по результатам их действия подразделяется на три класса:

- заряд нормального действия n = r/w = 1,0;

- заряд усиленного действия n = r/w > 1,0 ;

- заряд уменьшенного действия n = r/w< 1,0,

где n -  показатель действия взрыва; r – радиус воронки взрыва; w – линия наименьшего сопротивления.

Характеристика взрыва зарядов промышленных ВВ

Взрывчатыми веществами (ВВ) называют индивидуальные химические соединения или смеси веществ, которые обладают свойством быстрой химической реакции под воздействием инициирующего импульса, сопровождающейся образованием газообразных продуктов и крайне быстрым выделением теплоты.

Элементарный состав большинства ВВ и взрывчатых смесей представлен в основном углеродом, водородом, азотом и кислородом. Поэтому продукты взрыва таких взрывчатых веществ и смесей могут состоять из следующих газов: СО2; СО; Н2О; Н2; N2; NO; NO2; O2.

Существует три наиболее характерные формы превращения ВВ: термическое разложение, горение, детонация.

Термическое разложение происходит при нагреве ВВ ниже температуры вспышки.

Горение возникает при сильных местных нагревах ВВ выше температуры его вспышки( поджигании, разогреве трением и т. п.) и характеризуется медленным (от миллиметров до сантиметров в секунду) распространением по веществу зоны реакции (пламени0 в результате прогрева впереди лежащего ВВ.

Детонация – процесс взрывчатого превращения, вызываемый прохождением по взрывчатому веществу ударной волны, распространяющейся с постоянной для данного ВВ и данного его физического состояния сверхзвуковой скоростью.

К взрывчатым химическим соединениям, используемым в качестве ВВ, относятся ниросоединения (тротил и др.) нитроэфиры (нитроглицерин и др.) Вследствие высокой чувствительности и соответственно опасности производства индивидуальные химические соединения редко используют в качестве промышленных ВВ. На практике используют различные взрывчатые смеси : например граммонит 79/21 состоит из 79 % аммиачной селитры и 21 % тротила. Поэтому к промышленным ВВ используемых в горном деле относятся химические соединения и смеси, достаточно безопасные в обращении, эффективные в применении, технически и экономически доступные в изготовлении, не меняющие своих физических и химических свойств при хранении и применении.

По физическому состоянию промышленные ВВ подразделяются на порошкообразные, гранулированные, прессованные, литые, пластичные и льющиеся (подразумевается, те которые можно перекачивать насосами).

На открытых горных работах в зависимости от горно-геологических и других факторов используются различные ВВ, которые в настоящее время можно выбрать по справочной литературе. В таблице 10 приведен перечень некоторых ВВ, используемых на открытых горных работах. Следует иметь ввиду, что промышленные ВВ, допущенные Госгортехнадзором России, периодически обновляются. Некоторые ВВ снимаются с производства и применения, другие водятся.

В последние годы на базе теоретических и экспериментальных исследований сформировались новые прогрессивные направления. Это применение бестротиловых взрывчатых веществ, приготовляемых непосредственно на горных предприятиях как гранулированных (игданиты и гранулиты УП), так и водоустойчивых эмульсионных ВВ (акватолы, порэмиты, сибириты, эмульсолиты и др.); повышения КПД взрыва за счет перераспределения его энергии во времени и пространстве и управление степенью дробления горных пород, а также комплексной механизации взрывных работ.

Средства взрывания и способы инициирования. 

Для того чтобы взрыв состоялся заряд ВВ необходимо инициировать. Совокупность принадлежностей для инициирования зарядов промышленных ВВ называют средствами взрывания или инициирования. К ним относятся капсюли детонаторы (КД), огнепроводный шнур, детонирующий шнур, электродетонаторы, приротехнические реле КЗДШ (короткозамедленное взрывание детонирующим шнуром) и РП – 8 промежуточные детонаторы (боевики, тротиловые шашки )взрывные машинки для электровзрывания  и другие.

На открытых горных работах в основном роль инициатора, размещаемого в заряде промышленного ВВ, выполняет детонирующий шнур (ДШ), сердцевина которого изготовлена из мощного высокочувствительного ВВ (тэна). Для возбуждения взрыва один конец ДШ соединяется с капсюлем - детонатором или электродетонатором. Другой конец соединяется с промежуточным детонатором. Обычно это тротиловая шашка. Кроме этого используются пиротехнические замедлители (например РП – 8, КЗДШ).

На открытых горных работах используются три способа инициирования: огневое, электрическое и электроогневое.

Для огневого инициирования применяют капсюли - детонаторы, огнепроводный шнур (ОШ) и средства зажигания ОШ.

Для электрического инициирования используют электродетонаторы, соединительные провода, средства контроля целостности и сопротивления взрывной сети, источники тока для подрыва ЭД.

В электроогневом взрывании совмещены принципы огневого и электрического способа взрывания. Сущность его состоит в том, что в качестве средств взрывания применяют зажигательные трубки, но их поджигают электрическим способом из укрытия.

Более подробно взрывное дело изложено в специальной литературе, Например, в учебнике профессора А.Ф. Суханова и Б.Н. Кутузова.

На карьерах наибольшее распространение получил электрический способ взрывания с использованием детонирующего шнура (Пример схемы взрывной цепи приведен на схеме.).

Заключается он в следующем.

Подбираются и проверяются электродетонаторы, пиротехнические замедлители (обычно КЗДШ), детонирующий шнур, промежуточные детонаторы (обычно тротиловые шашки типа ТП – 400, ТГ- 500) составляется схема взрывной сети и ее расчет. Расчет заключается в определении длины детонирующих шнуров.

При взрывных работах с использованием электрического способа, соединения электродетонаторов для взрывания скважин выполняют по различным схемам соединения: последовательное, параллельное, параллельно-последовательное, последовательно-параллельное. В свою очередь параллельную схему подразделяют на параллельно-пучковую и ступенчатую. При взрывании больших групп зарядов применяют смешанные соединения, например, параллельно-пучковую схему. В ней электродетонаторы соединяются параллельно-попарно, пары электродетонаторов между собой – последовательно, а провода от групп зарядов подключаются к магистрали пучковым способом (варианты соединения приведены на рис.8 схемы).

Конструкции зарядов и схемы расположения скважин

К основным параметрам взрывной скважины относятся (рис. 2) глубина, диаметр и угол наклона. От этих параметров, а также типа и плотности ВВ, размеров сетки скважин на уступе и порядка взрывания зависят вместимость 1 м скважины, выход взорванной породы (взрываемый объем) на 1 м скважины и конструкция заряда.

Глубина скважин lС (в м) определяется высотой взрываемого уступа НУ, углом наклона скважины к горизонту β и величиной перебура скважины lП ниже отметки  подошвы уступа:

Различают горизонтальные, наклонные и вертикальные скважины. В основном применяют вертикальные скважины (рис. 2)

При взрывании наклонных скважинных зарядов сопротивление породы взрыванию постоянно по высоте уступа, отрыв пород происходит по линии скважин, улучшается степень дробления, хорошо прорабатывается подошва уступа, может быть снижен на 5 – 7 % расход ВВ.

Перебур скважины необходим для качественного разрушения пород в подошве уступа

lП = (10 ÷ 15)dc, м,

где dc- диаметр скважины.

Перебур не производят или даже не добуривют скважину до подошвы уступа, если нижележащий уступ представлен тонким пластом полезного ископаемого или пластичными породами.

Забойка скважины должна быть плотной, ее длина lЗ должна быть достаточной для предотвращения утечек продуктов взрыва, выброса породы и образования воздушной ударной волны.

Длина забойки lЗ = (20 ÷ 35) dc, или lЗ = (0,7 ÷ 1,0)W.

Для забойки используют буровую мелочь, песок и т. п.

Конструктивно скважинный заряд ВВ может быть сплошным или рассредоточенным (рис. 2) У рассредоточенного заряда ВВ размещают, чередуя с забойкой. Это позволяет уменьшить выход негабарита в крупноблочном массиве горных пород.

Расположение скважин в пределах взрывного блока может быть однорядным и многорядным (рис. 2). Параметрами взрываемых зарядов при однорядном расположении являются: расстояния между скважинами в ряду а, при многорядном – расстояния между скважинами в ряду b, между рядами скважин в и число рядов n.

Горизонтальное расстояние от оси скважины до нижней бровки уступа W называют линией сопротивления по подошве (ЛНС).

Величину m = a/W  называют коэффициентом сближения скважин; для второго и последующего ряда m = a/b/. Эта величина используется в расчетах взрывных работ.

По условию дробления для легковзрываемых пород m = 1,1 ÷ 1,2, для пород средней взрываемости m = 1,0 ÷ 1,1, для трудновзрываемых пород m = 0,8 ÷ 1,0.

При квадратной сетке а = b, при шахматной b = 0,85a.

Максимальное расстояние между рядами скважин (в м) определяется:

bmax = p(lc – lз)/aHq,

где p – вместимость 1 м скважины, кг; lc – длина скважины, м; lз – длина забойки, м; a – расстояние между скважинами в ряду, м; H – высота уступа, м; q – удельный расход ВВ, кг/м3.

При взрывании скважин на карьерах используется схемы мгновенного и короткозамедленного действий и несколько схем коммутаций зарядов при однорядном и многорядном взрывании. Варианты приведены на рис.3.

.

При мгновенном (рис.3) многорядном взрывании плохо прорабатывается подошва уступа, увеличивается расход ВВ, что приводит к повышенному разлету кусков, выбросу породы на верхнюю площадку уступа, широким развалам и сильному сейсмическому эффекту. Для исключения таких негативов применяют пиротехнические замедлители для короткозамедленного взрывания (КЗВ) В этом случае существенно улучшаются показатели взрывных работ: повышается равномерность дробления, уменьшается нарушенность массива от предыдущего взрыва, сокращается выход негабарита, уменьшается расход ВВ на 10 – 15 %, сокращается также ширина развала, повышается производительность экскаватора.

При КЗВ важно определить интервал замедления. При его увеличении уменьшается ширина развала, но может произойти пробой смежных скважин. Интервал замедления обычно устанавливается опытным путем.

При однорядном КЗВ преимущественно применяются следующие схемы коммутации зарядов: последовательная, через скважину, волновая, с одно – или двухсторонним врубом (рис.4). Схема коммутации через скважину эффектна в лекозрываемых породах, волновая и последовательная – в средневзрываемых породах, а врубовые схемы целесообразны при трудновзрываемых породах.

При многорядном КЗВ применяются схемы коммутации зарядов: порядные, врубовые с продольным врубом, с поперечным врубом, клиновая, трапециевидная, диагональная (рис. 5).

Врубовые схемы более совершенны, так как ведут к образованию дополнительных свободных поверхностей, в ряде случаев к дополнительному соударению породных кусков и направленному формированию развала. Схемы с продольным врубом (рис. 5 б) широко применяются при проведении траншей, а также на уступах для сокращения ширины развала, что достигается удалением врубового ряда на 1 – 2 м больше остальных. Эти схемы обеспечивают качественное дробление. Но характеризуются выбросом породы в сторону массива, недостаточной проработкой подошвы и увеличением сейсмического действия взрыва.

Схемы с поперечным (торцевым) врубом обеспечивают сокращение ширины развала на 20 – 30 % за счет направления взрыв в сторону торца уступа (прямой торцевой вруб) (рис.5.в).

Клиновые и трапециевидные схемы применяют в трудно – и весьма трудновзрываемых породах (рис.5 д).

Диагональные схемы (рис. 5 е) позволяют резко уменьшить величину линии наименьшего сопротивления зарядов смежных рядов скважин и соответственно улучшить дробление.

Разрушение негабаритных кусков осуществляется накладными или шпуровыми зарядами ВВ (рис.6).

В простейших случаях ВВ располагают непосредственно на поверхности негабаритного куска  в виде плоского слоя толщиной 3,5 – 5,0 см. Заряд прикрывают слоем глины или песка (без примесей гальки или щебня).

Эффективность метода накладных зарядов повышается, если используются специальные кумулятивные заряды (рис. 5 б).

При взрывании негабаритных кусков шпуровыми зарядами глубина шпура составляет 0,25 – 0,5 высоты куска. Расход бурения равен 0,2 – 1,0 м/м3 взорванной породы. Удельный расход ВВ обычно составляет 0,1 – 0,3 кг/м3. Над зарядом помещается забойка. В настоящее время внедряется разделка негабаритов безвзрывным способом. Для этого используются гидроударники (гидромолоты) навешиваемые на горное оборудование. Обычно на экскаваторы. Параметры гидроударников подбирается в зависимости от крупности материала, его прочности и крепости. Основной параметр гидроударников – это энергия удара, измеряемая в джоулях. Наиболее эффективны гидромолоты компании Крупп, Раммер. Наиболее перспективные отечественные гидромолоты выпускаются на Воронежском экскаваторном заводе.

Также осуществляются попытки разделки негабарита с помощью воды в холодное время года. Бурят шпуры, в них заливают воду. При замерзании происходит разрыв куска.

Схемы расположения скважин выбирают исходя из свойств взрываемых пород, производственной мощности карьера, элементов системы разработки и применяемого выемочно - погрузочного оборудования.

Окончательный выбор схемы расположения может быть сделан только на основе анализа данных практики и опытных взрывов. Схемы обычно приводятся в проекте.

На основании проекта карьером разрабатываются типовые проекты на производство буровзрывных работ, которые периодически пересматриваются.

Расчеты взрывных скважин

После определения параметров сетки скважин производят расчет массы заряда и ширины развала взорванной породы.

Масса заряда (в кг) Qз = qVc = qaWHу,

где q – удельный расход ВВ на единицу объема врываемой породы, кг/м3, либо рассчитывается, либо определяется по справочным таблицам; Vc – объем породы, взрываемой одной скважиной, м3; W – линия сопротивления по подошве, м; Hу – высота уступа, м.

Wmax ≥ W ≥ Wmin,

Wmax = Hctgα + c – максимально допустимое сопротивление по подошве по условию безопасного расположения станка при бурении первого ряда скважин.

Минимальное сопротивление по подошве Wmin, преодолеваемое зарядом определенного диаметра без образования порогов в подошве уступа

 Wmin, = 53kBdC√∆kBB/γ,

где kB – коэффициент, учитывающий взрываемость пород, равный для легко-, средне- и трудновзрываемых соответственно 1,2; 1,1 и 1,0; ∆ - плотность заряжания ВВ в скважине, кг/м3 и составляет от 0,9 до 1,4 кг/дм3; kBB – переводной коэффициент от эталонного ВВ (аммонит №6 ЖВ) к применяемому ВВ, определяется по таблице; γ – плотность взрываемой породы, кг/м3.

Масса заряда в скважине должна быть проверена на вместимость

Qз ≤ Qmax   = p(lc - lз),

p – вместимость 1 м скважины, кг/м, p = 7,85(dC)2∆;

lc – глубина скважины с перебуром, м.

Ширина развала (в м) при однорядном мгновенном взрывании (рис. 6) может быть приближенно определена по формуле

BO ≈ kВkβ√ qHу, м,

где kВ – коэффициент, характеризующий взрываемость породы, определяется по таблицам и колеблется от 3,5 до 2; kβ – коэффициент учитывающий угол наклона скважины к горизонту: kβ  = 1 + 05, sin2(π/2 – β).

Высота взрывания при однорядном взрывании HР.О. = (0,5 – 0,8) HУ.

При многорядном короткозамедленном взрывании без подпорной стенки (рис. 6.) ширина развала, м :Вм = kз BO + (n – 1)b, где kз – коэффициент дальности отброса взорванной горной породы, зависящий от величины интервала замедления; n – число рядов скважин.

Высота развала при многорядном короткозамедленном взрывании обычно не превышает высоты уступа НР.М. = (0,6 – 1,0) НУ.

При большом числе рядов и при взрывании в зажатой среде НР.М. = (1,15 – 1,4)НУ.

При заданной модели бурового станка и заданном типе ВВ в результате расчета определяют: массу заряда QЗ; параметры сетки  скважин W, a, b; конструкцию заряда; схему коммутации; интервалы замедления и число одновременно взрываемых скважин.

Заданными величинами в этом случае являются высота уступа НУ., диаметр скважин dСКВ, безопасное расстояние от первого ряда скважин до бровки уступа с.

Порядок расчета

1. В зависимости от взрываемости пород, необходимой степени дробления и ширины развала по справочным материалам принимают значение удельного расхода ВВ.

2. Определяют необходимую глубину перебура  lП, глубину скважины  lС и длину забойки lЗ 

3. Определяют величину заряда (в кг), максимально допустимого по вместимости

QЗ. max = (lС – lЗ)р,

4. Определяют объем блока (в м3), взрываемого одной скважиной:

VЗ = QЗ. max/q 

5. Принимают коэффициент сближения скважин m в зависимости от трудности взрывания пород.

6. Определяют линию наименьшего сопротивления по подошве, м:

W = √VЗ/ НУ m

и проверяют полученное значение W по условиям

Wmax ≥ W ≥ Wmin

7. Если указанные условия выполняются, то определяют расстояние между скважинами в ряду а и расстояние между рядами скважин b:

а = W m,

b = (0,85 – 1.0)а

8. Если указанные условия не выполняются, то принимают W =  Wmin (при

W < Wmin) или W = Wmax (при W < Wmax) и определяют

m = VЗ/ НУ W2,

а = W m,

b = (0,85 – 1.0)а

При этом должно выполняться условие b ≤ bmax.

Организация взрывных работ

Взрывные работы выполняются в соответствии Едиными правилами безопасности при взрывных работах. При проведении массовых взрывов составляется типовой проект БВР. На каждый отдельный массовый взрыв составляется блоковая карта (проект взрыва), которая утверждается главным инженером карьера.

В типовой проект включаются следующие позиции.

1. Техническое задание на составление типового проекта производства БВР

2. Общие сведения о месторождении, краткая геологическая характеристика отрабатываемого участка

3. Существующие условия производства БВР и вероятные направления оптимизации их параметров

4. Проектирование параметров взрывания скважинных зарядов на заданную степень дробления

5. Определение типовой серии зарядов

6. Разделка негабаритов

7. Типовая схема организации работ

8. Схема монтажа взрывной сети, ее расчет и монтаж

9. Меры безопасности

10 Источники литературы

Типовой проект выполняется на основании Проекта на разработку месторождения. К типовому проекту прикладывается план карьера с нанесением оборудования, мест укрытия и границей опасной зоны с указанием постов оцепления.

Блоковые карты включают количество скважин и ВВ в них, расстояние между скважинами и рядами скважин, материал забойки и.т.д.

Заряжают скважины взрывники под руководством горного мастера. Заряженный блок считается готовым к взрыву после удаления оборудования за пределы опасной зоны и проведения других мер безопасности, которые привязываются к местным условиям и отмечены в типовом проекте БВР.

Тсм – Тп.з

Qэк

=

Тсм

kc ,

kч ,

Тсм Nс.к.

=

Qэк. год.

Рис. 2. Методы взрывного разрушения пород: а – накладной;

 б, в – камерный в шурфе и штольне; г – котловой; д – скважинный

1 – заряд; 2 - забойка

Рис. 1. Схема механического рыхлителя породы:

а – рабочий орган (зуб) разрыхлителя; б – параметры прорези

(HУ + lП)

Sin β

1

lС =

Рис. 2. Параметры взрывных скважин:

а – наклонных со сплошным зарядом; б – вертикальных с рассредоточенным зарядом, при многорядном расположении:

1 – заряд ВВ; 2 – забойка; 3 – воздушный промежуток

Рис. 3.  Схемы действия зарядов ВВ при взрывании:

а – мгновенном многорядном; б – при короткозамедленном взрывании с опережением среднего заряда в контуре траншеи; в – при короткозамедленном многорядном взрывании;

1 – 4 – порядок взрывания зарядов

Рис.4. Схемы коммутации зарядов ВВ при однорядном короткозамедленном взрывании:

а – последовательная; б – через скважину; в – волновая; г – с односторонним врубом;

1 – 8 – порядок взрывания зарядов

Рис. 5. Схемы коммутации зарядов ВВ при многорядном короткозамедленном взрывании:

а – порядная; б – с продольным врубом; в – с поперечным врубом; г – клиновая; д – трапециевидная; е – диагональная; 1 – 21 – порядок взрывания рядов скважин

Рис. 6. Разрушение негабаритных кусков:

1 – негабарит; 2 – заряд ВВ; 3 – слой песка или глины; 4 – инициатор;

5 – детонирующий шнур; 6 – промежуточный детонатор; 7 - вода

ис. 6. Профиль и параметры развала:

а, б, в, г – при однорядном взрывании соответственно наклонных, вертикальных и уменьшенных, нормальных и усиленных зарядов; д – при многорядном взрывании в случае наличия подпорной стенки; е – то же, при отсутствии подпорной стенки

← Предыдущая
Страница 1
Следующая →

Файл

3 лек..doc

3 лек..doc
Размер: 2.3 Мб

.

Пожаловаться на материал

Процесс подготовки горных пород к выемке. Подготовка мягких горных пород. Механический способ. Взрывной способ. Рыхление массива.

У нас самая большая информационная база в рунете, поэтому Вы всегда можете найти походите запросы

Искать ещё по теме...

Похожие материалы:

Теория государства и права

Российское юридическое образование. Предлагаемое читателю четвертое издание учебника «Теория государства и права» переработано и дополнено с учетом серьезных достижений в области общетеоретических исследований.

Методы процессов технологической подготовки производства

Технологическая подготовка производства является продолжением работ по проектированию изделия. Методы сравнения технологических процессов. Концепция облачных вычислений. Основные черты.

Анализ сущности банковской системы

Курсовая работа. Определение перспектив развития банковской системы России, на основе исследования эволюции банковской системы России проанализировать функционирование банковской системы.

РЕЦЕНЗИЯ на выпускную квалификационную работу: Санаторно-курортный комплекс России: проблемы и пути решения

РЕЦЕНЗИЯ на выпускную квалификационную работу студентки 4 курса очного отделения факультета культурологии на тему: «Санаторно-курортный комплекс России: проблемы и пути решения (на примере санатория «Уральская Венеция»)

Аффект. Дипломная работа

Неудивительно, что внутреннему душевному состоянию личности уделяется особое значение в криминологии. Убийство в состоянии аффекта и его правовая и психологическая характеристика. Особенности уголовно-правовой ответственности за убийство, совершенное в состоянии аффекта Отграничение убийства, совершенного в состоянии аффекта, от некоторых смежных составов.

Сохранить?

Пропустить...

Введите код

Ok