Технологические основы взрывных работ Исполнитель

Тема: Технологические основы взрывных работ.

План:

1. Взрываемость горных пород.
2. Фактический и удельный расход
3. Расположение и порядок взрывания скважинных зарядов

Цель занятия – формирование у студентов основных понятий о взрываемости горных пород, фактического и удельного расхода ВВ, расположении и порядка взрывания скважинных зарядов.

{spoiler=Продолжать Читать}

Взрываемость горных пород.

Степень дробления породы взрывом зависит, прежде всего, от ее сопротивления действию взрыва, что характеризуется удельным расходом ВВq, г/м³, необходимым для достижения заданного эффекта дробления.

Для сопоставимости взрывов и исключения влияния дополнительных факторов на показатель трудности взрывания данной породы необходимы эталонные условия взрывания. В качестве эталонного принят взрыв на дробление 1м³ монолитной породы при наличии шести свободных поверхностей (рис. 4.1, свободно подвешенный куб) с расположением заряда эталонного ВВ (аммонита №6ЖВ) в центре куба и степенью дробления породы n=2. При соблюдении указанных условий эталонный удельный расход эталонного ВВ определяется из эмпирического выражения

                                                   (5.1)

где - выражен в кгс/дм³.

Рассчитанный по данной формуле эталонный расход ВВ для большинства взрываемых горных пород изменяется от 5 до 50 г/м³, достигая в особых случаях для внекатегорных пород 70-100 г/м³.

В соответствии с изложенным все горные породы по трудности дробления взрывом (по величине эталонного удельного расхода ВВ) могут быть разделены на пять классов и 25 категорий:

I класс–легковзрываемые породы; q_э ≤10 г/м³; 1,2,3,4,5;

II класс–породы средней трудности взрывания; q_э=10,1÷20 г/м³; 6,7,8,9,10;

III класс–трудновзрываемые породы; q_э=20,1÷30 г/м³;11,12,13,14,15;

IV класс–весьма трудновзрываемые породы; q_э=30,1÷40 г/м³; 16,17,18,19,20;

V класс–исключительно трудновзрываемые породы; q_э=40,1÷50 г/м³; 21,22,23,24,25.

Фактический и проектный расход ВВ.

Фактический удельный расход ВВ можно установить только после взрыва делением израсходованного количества ВВ на действительно взорванный объем породы. Показатель  учитывается на предприятиях, и на его основе корректируется с учетом опыта взрывов в аналогичных условиях возможный расход ВВ при очередных взрывах.

Вместе с тем любой взрыв должен быть выполнен по заранее составленному проекту. При этом пользуются проектным удельным расходом ВВ . Он может быть установлен по опытным данным в условиях карьера (на основе ) или рассчитан на основе эталонного расхода ВВ с учетом технологических и организационных условий взрыва дробления:

, г/м³,                                       (5.2)

Коэффициент К_ВВ является переводным коэффициентом от аммонита №6ЖВ к практически используемому ВВ в карьере (см. табл. 5.1).

Коэффициент К_Д учитывает действительно потребную в данных условиях степень дробления. Так как при определении  принята степень дробления n=2, К_Д=0,5/d_ср, где d_ср–требуемый средний размер куска взорванной породы, м.

Коэффициент К_т учитывает влияние трещиноватости породного массива, так как в трещиноватом массиве неизбежны потери энергии ВВ. В частных случаях поверхности раздела могут полностью отражать волны напряжений или резко ослаблять их. В общем случае эти потери можно принять равными 20%, а при определении дополнительного расходаВВ ввести коэффициент, равный 1,2. Вместе с тем следует учитывать, что развитая трещиноватость массива сокращает расход ВВ на создание новых поверхностей. С трещиноватостью связаны также потери энергии (в среднем 20 %) на взаимное перемещение кусков без их дробления. Таким образом,

                                                                                (5.3)

Коэффициент К_с.з. учитывает фактически принимаемую степень сосредоточенности зарядов ВВ, т. е. форму заряда в массиве, отличную от принятой при определении  сосредоточенного заряда с размещением его в центре куба. При методе скважинных зарядов К_с.з. зависит от диаметра скважин. При d_с=200 мм К_{с. з.} 1; при d_с=100 мм соответственно при легко-, средне- и трудновзрываемых породах К_{с. з.} 0,95÷1,0; 0,85-0,9 и 0,7-0,8; при d_с=300 ммК_{с. з.} 1,05÷1,1; 1,2-1,25 и 1,35-1,4. При рассредоточении заряда в скважинах большого диаметра рекомендуется величину K_с.з. умножать на поправочный коэффициент к_п=0,95.

Коэффициент  учитывает высоту уступа. Для уступов высотой до 15-18 м поправочный коэффициент, учитывающий влияние объема взрываемой породы

,                                                                                   (5.4)

При высоте уступа более 15-18 м расход ВВ одно-двухрядном взрывании возрастает, так как увеличивается доля энергии ВВ, требующейся на перемещение взорванной породы (с преодолением сил тяжести) для создания развала допустимой высоты. При этом

,                                                                                   (5.5)

Местоположение заряда и число свободных поверхностей взрываемой части массива значительно влияют на величину проектного расхода ВВ, что учитывается коэффициентом K_с.п.. С увеличением числа свободных поверхностей возрастает объем породы, разрушаемый за счет преодоления ее сопротивления сдвигу и растяжению. Опытные данные показывают, что если принять К_с.п. =1 при шести свободных поверхностях, то при пяти свободных поверхностях К_с.п.≈2; при четырех К_с.п.≈4; при трех К_с.п.≈6; при двух свободных поверхностях, что характерно для мгновенного однорядного и короткозамедленного многорядного взрывания, К_с.п.≈8; при одной свободной поверхности К_с.п.≈10.

На основе проектного расхода ВВ в конкретных условиях составляются местные классификации пород по взрываемости для каждого карьера. Целесообразна унификация этих местных классификаций на основе единой шкалы эталонного расхода ВВ.

Расположение и порядок взрывания скважинных зарядов

Взрывание пород каждого уступа производят отдельными блоками шириной Ш_в.б..и длиной L_в.б. Объем одновременно взрываемого блока

.                                                                     (5.6)

Расположение скважин в пределах взрываемого блока может быть однорядным или многорядным (рис. 3.2, 3.3). Параметрами серии взрываемых зарядов являются при их однорядном расположении расстояние

Рис. 5.1. Параметры расположения группы скважинных зарядов на уступе

а между скважинами в ряду, а при многорядном - расстояние между скважинами а, между рядами b и число рядов n.

Рис. 5.2. Схемы расположения взрывных скважин на уступе:

а-однорядная; б, в - многорядные по прямоугольной и косоугольной (шахматной) сетке.

Горизонтальное расстояние от оси скважин до нижней бровки уступа W называется сопротивлением по подошве уступа.

Отношение  называют коэффициентом сближения скважин; для второго и последующего рядов скважин .

Выбор одно- или многорядного расположения скважин на уступе, помимо случаев технологических ограничений, в основном зависит от порядка взрывания, определяющего последовательность взрыва зарядов ВВ во времени. Порядок взрывания влияет на качество дробления, проработку подошвы уступа и форму развала взорванной породы. Порядок взрывания может быть: мгновенным, когда интервал между взрывами , т.е. все заряды взрываются одновременно, замедленным (>0,25 с) и короткозамедленным (КЗВ), когда интервалы между взрывами отдельных зарядов измеряются миллисекундами (. По правилам безопасности замедленное взрывание на карьерах не допускается из-за опасности подбоя скважин.

Многорядное короткозамедленное взрывание по сравнению с однорядным существенно улучшает качество взрыва за счет интенсивного дробления породы вокруг каждого заряда, в том числе за счет соударения отдельных кусков, и резкого  сокращения  нарушенности массива в объеме взрываемого блока. Многорядное КЗВ позволяет сократить число массовых взрывов и создать большой запас взорванной породы, повысить производительность экскаваторов (до 30 %) и буровых станков (15-20%). При этом легче достигаютсяразделение во времени буровых, взрывных и выемочно-погрузочных работ и их концентрация в пространстве.

Число скважин ограничивается величинами Ш_в.б и V_в.б, а также допустимой высотой развала. Перебур скважин второго и последующих рядов увеличивают на 0,5-1,5 м или оставляют равным перебуру скважин первого ряда. Длина забойки, как правило, при этом увеличивается и не уменьшается.

При КЗВ важно правильно определить интервал замедления. При его увеличении уменьшается ширина развала, но может произойти подбой смежных скважин. Ориентировочно интервал замедления при однорядном взрывании

.                                                                                     (5.7)

где К- коэффициент, зависящий от взрываемости породы, мс/м (для трудновзрываемых пород К=1,5-2,5, для средневзрываемых К=3-4; для легковзрываемых К=5-6).

При многорядном взрывании интервал замедления увеличивается на 25%.

Порядок КЗВ в пространстве реализуется выбором схем взрывания.

При однорядном КЗВ основными схемами коммутации зарядов являются: через скважину, волновая, последовательная, с одно- или двусторонним врубом.

Основные схемы многорядного КЗВ – порядные и врубовые.

Порядные схемы(рис. 3.4, а)имеют интервалы замедления между смежными рядамиПри мс затрудняется проработка подошвы и наблюдаются выбросыпороды на верхнюю площадку уступа. Схемы просты и целесообразны при завышенных величинах W и b, а также взрывании без переизмельчения; n≤3.

Рис. 3.4. Схемы коммутаций зарядов ВВ при многорядном короткозамедленном взрывании:1-21-порядок взрывания серий зарядов

Врубовые схемы более совершенны, так как ведут к образованию дополнительных свободных поверхностей, в ряде случаев к дополнительному соударению породных кусков и к направленному формированию развала.

Схемы с продольным врубом широко применяются при проведении траншей, а также на уступах для сокращения ширины развала, что достигается удалением врубового ряда от их верхней бровки (рис. 3.4, б).Перебурскважин врубового ряда на 1-2 м больше остальных. Схемы обеспечивают качественное дробление, но характеризуется выбросом породы в сторону массива, недостаточной переработкой подошвы и увеличением сейсмического действия взрыва.

Схемы с поперечным (торцовым) врубом обеспечивают сокращение ширины развала на 20-30% за счет направления взрыва в сторону торца уступа (прямой торцовый вруб) (рис. 3.4, в), а также встречное движение и соударение породных кусков при взрыве (клиновые и трапециевидные схемы, рис. 3.4, г, д). Последние схемы применяют в трудно - и весьма трудновзрываемых породах.

Диагональные схемы (рис. 3.4, е), особенно пологие, позволяет резко уменьшить величину линии наименьшего сопротивления зарядов смежных рядов скважин и соответственно улучшить дробление

Ключевые термины:

удельный расход                                       эталонный расход

водоустойчивость                                      сосредоточенность заряда

поправочный коэффициент                       проектный расход

проектный расход                                               перебур скважины

рассредоточение заряда                                     сплошной заряд

линия наименьшего сопротивления                   однорядная

многорядная                                                        коэффициент сближения

мгновенная                                                 короткозамедленная

интервал замедления                                 схема взрывания

порядная                                                    врубовая

Контрольные вопросы

1. На какие группы делятся буровые станки?
2. Перечислите виды бурения.
3. Классификация пород по буримости.
4. Каких факторов необходимо учитывать при определении проектного расхода ВВ?
5. Основные параметры взрывных скважин.
6. Определение понятия «линия наименьшего сопротивления».
7. Порядок взрывания.
8. Схемы взрывания.

Рекомендуемая литература по разделу

1. Гончаров С.А. Термическое расширение взрывных скважин на карьерах: Учеб. Пособие. – М., Изд. МГГУ, 2002. 89 с.
2. Коваленко В.С., Голик Т.В. Рекультивация нарушенных земель на карьерах: Учебное пособие в 2-х частях. Ч. 1. Основные требования к рекультивации нарушенных земель. – М., Изд. МГГУ, 2003. 65 с.
3. Кутузов Б.Н. Разрушение горных пород взрывом (взрывные технологии в промышленности): Учебник. – 1994. – 448 с.
4. Мельников Н. В. Краткий справочник по открытым горным работам. М., «Недра», 1974. 424 с.
5. Открытые горные работы: Справочник. – М. : Горное бюро. – 1994. – 519 с.
6. Ржевский В. В. Открытые горные работы. Часть 1. – М., Недра, 1985.
7. Ржевский В. В. Процессы открытых горных работ. М., «Недра», 1978. 542 с.
8. Томаков П. И., Манкевич В. В. Открытая разработка угольных и рудных месторождений. М., Изд. МГГУ, 1995. 611 с.
9. Теория и практика открытых разработок. Под общей ред. Н. В. Мельникова. М., «Недра», 1979. 512 с.
10. Щадов В.М. Открытая разработка сложноструктурных угольных месторождений Восточной Сибири и Дальнего Востока: 2 – е изд., стер. М., Изд. МГГУ 2004. 300 с.
11. Ялтанец И.М., Щадов М.И. Практикум по открытым горным работам: Учебное пособие. 2 – е изд., доп. и перераб. М., Изд. МГГУ 2003. 510 с.

{/spoilers}