Подготовка горных пород к выемке

 

Подготовка горных пород к выемке будет вестись буровзрывным способом. Сущность данного метода подготовки – в массовой взрывной отбойке горных пород, приводящей к разделению массива на отдельности и дроблению пород до заданной крупности. От качества дробления пород в значительной степени зависят производительность погрузочного и транспортного оборудования и затраты на разработку.

Пределы прочности известняка:

- на сжатие σ_сж=85 МПа;

- на сдвиг σ_сд=25 МПа;

- на растяжение σ_раст=20 МПа;

Плотность известняка γ = 2500 кг/м³.

Определим коэффициент крепости известняка:

 

, (17)

 

где σ_сж - предел прочности породы на сжатие, кг/см;

 

f = 0,01 ∙85 = 8,5.

 

Определим общий показатель трудности разрушения породы

, (18)

 

где К_тр – коэффициент, учитывающий трещиноватость пород,

 

; ,

 - пределы прочности пород на сжатие сдвиг и растяжение, МПа;

 - плотность породы;

 - ускорение свободного падения, м/с²;

 

П_р = 0,05 (1,16 ∙ (85+25+20)+0,001 ∙ 2500 ∙ 9,8)=8,7

 

Принимаем П_р =9.

В соответствии с классификацией горных пород по крепости (по шкале проф. М.М. Протодьяконова) разрабатываемый известняк относится к III к категории пород - крепкие.

На основании этого принимаем решение о необходимости подготовки известняка к выемке при разработке его современными выемочно-погрузочными машинами.

Для данных условий принимаю буровзрывной способ подготовки методом скважинных зарядов.

Диаметр скважин оказывает существенное влияние на качество дробления (кусковатость) и, следовательно, производительность выемочно-погрузочного, транспортного, дробильного и отвального оборудования.

На выбор диаметра скважин существенное влияние оказывает трещиноватость и буримость горных пород.

Разделение массива горных пород трещиноватостью на блоки небольших размеров позволяет добиться необходимой кусковатости размещением больших зарядов на значительном расстоянии друг от друга, что предопределяет применение скважин большого диаметра.

Разделение массива горных пород трещиноватостыо на блоки больших размеров или отсутствие трещин требует размещения небольших зарядов на незначительном расстоянии друг от друга, что предопределяет необходимость применения скважин малого диаметра.

Определим относительный показатель трудности бурения известняка по методике академика ВВ Ржевского:

 

, (19)

 

где =0,07 и =0,00007 – эмпирические коэффициенты.

П_б = 0,07 ∙(85+25)+0,00007 ∙2500 ∙9,8=9,4

 

В соответствии с классификацией горных пород по буримости данный известняк относится к Ш категории - труднобуримые. Для обеспечения достаточной производительности целесообразно применение скважин среднего диаметра =150-250 мм.

Таким образом, по фактору трещиноватости и буримости в данных условиях целесообразно применять скважины =200 мм.

В настоящее время при взрывании скважинных зарядов наибольшее распространение получил способ взрывания с помощью ДШ, а при разделке негабарита – электрический способ взрывания.

При анализе буровых станков рассматриваем станки типа СБР вращательного бурения коронками режущего типа, СБУ ударно-вращательного бурения (с погружными пневмоударниками), СБШ вращательного бурения шарошечными долотами и СБТ с термическим воздействием на забой скважины.

Станки термического (огневого) бурения горных пород в данном случае не подходят, поскольку известняк не обладает склонностью к хрупкому термическому разрушению, зависящей от структуры, текстуры и физико-механических свойств.

Станки вращательного бурения с коронками режущего типа не обеспечивают достаточной производительности, в связи с быстрым затуплением коронок и необходимостью их замены, из-за значительной абразивности известняка.

Станки типа СБУ ударно-вращательного бурения с погружными пневмоударниками не считаем возможным применять, поскольку для их работы необходима пневматическая энергия сжатого воздуха, стоимость которой в несколько раз больше электрической..

Согласно принятых горно-геологических условий для бурения скважин принимаем станок шарошечного бурения СБШ - 200.

Ширина развала избираемого за 1 проход экскаватора не должна превышать ширины экскаваторной заходки, максимальная величина которой составляет 1,7R_ч.у. , где R_ч.у. – максимальный радиус черпания экскаватора на горизонте установки.

 

Для ЭГ – 350 R_ч.у.= 1,7·13=22,1 м.

 

По правилам безопасности высота развала при одно- и двухрядном взрывании не должна превышать высоты черпания экскаватора.

h_р<h_ч.мах

 

Для ЭГ – 350 Н_ч.мах= 13 м.

 

Принимаем трехрядное расположение зарядов.

Расчетный удельный расход ВВ:

q=0,5 – 0,7 кг/м³

Принимаем q=0,5 кг/м³.

Для условий данного карьера в качестве ВВ применяем на массовый взрыв игданит, а для изготовления патронов – боевиков и взрывания негабартов

– аммонит №6 ЖВ, коэффициент относительной работоспособности е=1.

Определение сопротивления по подошве уступа (ЛСПП)

Для расчёта величины W рекомендуется пользоваться следующими формулами

 

 или  , (20)

 

где d – диаметр скважины, м.;

- плотность заряжания ВВ 0,9 кг/м³

q - удельный расход;

γ – плотность взрываемой породы, кг/м³

 

5,8 ;

 

Принимаем W=5,8 м.

Расчетную W нужно сопоставить с безопасным ее значением, который вычисляется по формуле

 

W_б Н · сtg α + с = 9,1 · ctg 80º +3 = 5,8м, (21)

 

Н – высота уступа;

α – угол откоса;

с – берма безопасности, с 3 м.

Принимаем W_б= 5,8 м.

Коэффициент сближения зарядов или относительное расстояние между зарядами m=0,8÷1,2.

Для данных условий принимаем m=1.

Расстояние между зарядами в ряду (а) определяется по формуле:

 

а=m·W (22)

а=1·5,8=5,8 м.

 

Расстояние между зарядами рядов (в):

 

в = а = 5,8 м.

 

Масса заряда в скважине Q:

 

 , (23)

 

где q – удельный расход ВВ;

H – высота уступа;

a – расстояние между зарядами в ряду;

W – линия сопротивления по подошве уступа.

 

Объём породы от взрыва 1-ой скважины определяется по формуле:

 

V₁=H·a·W (24)

V₁=9,1 · 5,8 · 5,8 =306 м³.

Расчёт воздушного промежутка:

а) величина перебура скважины

 

l_пер= (10÷15)·d = 10·0,2 = 2м.

 

б) глубина скважины

 

l_скв=H + l_пер = 9,1+2 = 11,1м.

 

в) величина забойки

 

l_заб = (20÷25)·d,

l_заб = 20 · 0,2 = 4м.

 

г)длина заряда:

 

l_зар =L_с - l_заб = 11,1-4=7,1м.

 

Ввиду отсутствия воздушного промежутка принимаем сплошную колонковую конструкцию скважинного заряда.

Определим ширину развала взорванных горных пород.

При однорядном мгновенном взрывании

 

, (25)

 

где к_в -коэффициент, характеризующий взрываемость пород;

 - коэффициент, учитывающий угол наклона скважин к горизонту;

 

При вертикальном расположении скважины =1,

q_п - проектный удельный расход ВВ,

Н=9,1 м - высота первого добычного уступа:

В₁ = 4 ∙ 1 ∙ = 9,3 м;

Н=9,2 м - высота второго добычного уступа:

В₁ = 4 ∙ 1 ∙ = 9,3 м;

 

При многорядном короткозамедленном взрывании без подпорной стенки ширина развала

 

, (26)

 

где к_до - коэффициент дальности отброса взорванной породы, учитывающий величину интервала замедления;

n – число одновременно взрываемых рядов скважин;

b – расстояние между рядами скважин.

При трехрядном взрывании первого уступа:

 

В_п = 0,9 ∙ 9,3+(3-1) ∙ 5,8=19,97 м.

 

Для второго уступа:

 

В_п = 0,9 ∙ 9,3+(3-1) ∙ 5,8= 19,97 м.

 

Определим высоту развала. При однорядном взрывании вертикальных скважинных зарядов:

 

 (27)

где к_р - коэффициент разрыхления взорванной породы, к_р = 1,3;

Для первого уступа:

 

м

 

Для второго уступа:

 

м

Рассчитаем параметры буровзрывных работ для одного уступа.

Ширина развала избираемого за 1 проход экскаватора не должна превышать ширины экскаваторной заходки, максимальная величина которой составляет 1,7R_ч.у. , где R_ч.у. – максимальный радиус черпания экскаватора на горизонте установки.

 

Для ЭКГ – 8У R_ч.у.= 1,7·23,7=40,3 м.

 

По правилам безопасности высота развала при одно- и двухрядном взрывании не должна превышать высоты черпания экскаватора.

h_р<h_ч.мах

 

Для ЭКГ – 8У Н_ч.мах= 23,7 м.

 

Принимаем трехрядное расположение зарядов.

Расчетный удельный расход ВВ:

q=0,45 – 0,7 кг/м³

Принимаем q=0,6 кг/м³.

Для условий данного карьера в качестве ВВ применяем на массовый взрыв игданит, а для изготовления патронов – боевиков и взрывания негабаритов – аммонит №6 ЖВ, коэффициент относительной работоспособности е = 1.

Определение сопротивления по подошве уступа (ЛСПП)

Для расчёта величины W рекомендуется пользоваться следующими формулами

 

 или  ,

 

где d – диаметр скважины, м.;

- плотность заряжания ВВ 0,9 кг/м³

q - удельный расход;

γ – плотность взрываемой породы, кг/м³

 

м;

 

Принимаем W=5,8 м.

Расчетную W нужно сопоставить с безопасным ее значением, который вычисляется по формуле

 

W_б Н · сtg α + с = 18,2 · ctg 80º +3 = 6,3м.

 

Н – высота уступа;

α – угол откоса;

с – берма безопасности, с 3 м.

Принимаем W_б= 6,3 м.

Коэффициент сближения зарядов или относительное расстояние между зарядами m=0,8÷1,2.

Для данных условий принимаем m=1.

 

Расстояние между зарядами в ряду (а) определяется по формуле:

а=m·W

а=1·6,3=6,3 м.

Расстояние между зарядами рядов (в):

в = а = 6,3 м.

Масса заряда в скважине Q:

 

 ,

 

где q – удельный расход ВВ;

H – высота уступа;

a – расстояние между зарядами в ряду;

W – линия сопротивления по подошве уступа.

 

 

Объём породы от взрыва 1-ой скважины определяется по формуле:

 

V₁=H·a·W

V₁=18,2 · 6,3 · 6,3 =722,4 м³.

 

Расчёт воздушного промежутка:

а) величина перебура скважины

 

l_пер= (10÷15)·d = 10·0,2 = 2м.

б) глубина скважины

 

l_скв=H + l_пер = 18,2+2 = 20,2м.

 

в) величина забойки

 

l_заб = (20÷25)·d,

l_заб = 20 · 0,2 = 4м.

 

г)длина заряда:

 

l_зар =L_с - l_заб = 20,2-4=16,2м.

 

Ввиду отсутствия воздушного промежутка принимаем сплошную колонковую конструкцию скважинного заряда.

Определим ширину развала взорванных горных пород.

При однорядном мгновенном взрывании

 

,

 

где к_в -коэффициент, характеризующий взрываемость пород;

 - коэффициент, учитывающий угол наклона скважин к горизонту

 

 

При вертикальном расположении скважины =1,

q_п - проектный удельный расход ВВ,

Н=18,2 м - высота добычного уступа:

В₁ = 4 ∙ 1 ∙  = 13,2м;

 

При многорядном короткозамедленном взрывании без подпорной стенки ширина развала

 

,

 

где к_до - коэффициент дальности отброса взорванной породы, учитывающий величину интервала замедления;

n – число одновременно взрываемых рядов скважин;

b – расстояние между рядами скважин.

При трехрядном взрывании уступа:

 

В_п = 0,9 ∙ 13,2+(3-1) ∙ 6,3= 24,48 м.

 

Определим высоту развала. При однорядном взрывании вертикальных скважинных зарядов:

 

 

где к_р - коэффициент разрыхления взорванной породы, к_р = 1,3;

 

м

 

Принимаем следующую организацию работ по разделке негабарита: сразу после взрыва серии скважинных зарядов по поверхности развала взорванной массы видимые негабаритные куски дробятся наружными зарядами. Как показывает практика, таким способом разделывается 20% объёма негабарита. В процессе погрузки породы оставшиеся негабаритные куски складируются на свободной поверхности (площадке) и затем дробятся методом шпуровых зарядов. Таким методом разделывается 80% объёма негабарита.