«Разработка эффективных параметров буровзрывных работ при увеличении глубины карьера Мурунтау» (стр. 9 )

При увеличении высоты уступа до 30 м эти параметры соответственно равны: D30=260 мм, длина забойки lзаб 30=18,8D30=4,9 м, величина перебура lп 30=11D30=2,9 м, длина колонки заряда lзар 30=28 м (85% от длины скважины). Одновременно увеличение высоты уступа с 15 м до 30 м влечет уменьшение суммарной длины перебуров с 4,2 м до 2,9 м (в 1,45 раза).

Интенсификация и повышение эффективности буровзрывных и горных работ за счет увеличения высоты обуриваемых и взрываемых уступов, повышения производительности бурения и снижения удельного расхода ВВ при сохранении необходимой степени дробления требует нетрадиционного подхода к взрывным работам на рабочих уступах.

В этом свете можно рассмотреть применяемую на подземных горных работах взрывную отбойку веерами глубоких скважин в варианте системы подэтажного обрушения отбиваемой руды на почву подэтажных доставочных штреков. В этом случае выше подэтажных погрузочно-доставочных штреков (ортов) проходят выработку, из которой восходящими веерами расходящихся глубоких скважин обуривают и взрывают панель шириной 15-30 м (два-три штрека) и высотой 25-30 м [18]. Недостатком данного способа применительно к условиям взрывной отбойки высокими уступами на карьерах является то, что веера расходящихся скважин всегда необходимо располагать в плоскости, параллельной обнаженной поверхности, на которую производится отбойка горной массы.

Наиболее близким по технической сущности и совокупности существенных признаков к предлагаемому способу является способ дробления горных пород на открытых разработках скважинными зарядами большого диаметра, когда бурение скважин осуществляется с рабочей площадки уступа в сторону его подошвы. После обуривания всех запланированных к взрыву скважин производят их заряжание и последующее взрывание [19].

Недостатком данного способа при увеличении по технологическим причинам высоты рабочих уступов является неизбежная необходимость опережающего увеличения величины линии сопротивления взрыву по подошве отбиваемого уступа (ЛСПП) и, как следствие, диаметра скважинных зарядов для ее преодоления; при этом величина диаметра скважин довольно быстро выходит за границы технических возможностей существующего бурового оборудования.

Данный недостаток устраняется за счет создания способа взрывного дробления горных пород высокими уступами на открытых разработках, включающего в себя бурение нисходящих скважин, их заряжание и взрывание, а дробление горных пород ведется парами расходящихся скважин, пробуренных с рабочей площадки уступа в вертикальной плоскости, в которой одну скважину в каждой паре скважин бурят перпендикулярно к подошве уступа, а вторую – в сторону откоса уступа с наклоном к его подошве под таким углом b, чтобы эта наклонная скважина пересекала расчетную ЛСПП посередине [20]:

где Н – высота уступа, м; d – диаметр скважины в паре расходящихся скважин, м; q – удельный расход ВВ для данной породы и заданном качестве дробления, кг/м3; gвв – плотность заряжания ВВ в скважине, кг/м3.

Особенностью взрывного дробления высокими уступами является повышенная величина линии сопротивления взрыву по подошве, которая в прямой пропорции связана с высотой уступа. Традиционные методы взрывания для преодоления завышенных значений ЛСПП предусматривают увеличение диаметра скважин или мощности применяемых ВВ. Однако, это вызывает значительные капитальные затраты на обновление бурового оборудования и ассортимента используемых ВВ. В то же время, практика буровзрывных работ показывает, что применяемые диаметры увеличенных скважинных зарядов не обеспечивают необходимого качества дробления и проработки подошвы, особенно с увеличением высоты уступов более 15 м в средне– и трудновзрываемых породах.

В связи с изложенным, в предлагаемом способе взрывного дробления горных пород на открытых разработках цилиндрические монозаряды, располагаемые в нисходящих скважинах большого диаметра, заменяют одной или несколькими парами расходящихся скважин меньшего диаметра; в каждой паре одну скважину бурят вертикально, а вторую бурят в сторону откоса уступа с наклоном к его подошве под таким углом, чтобы эта наклонная скважина пересекала расчетную ЛСПП посередине.

Эффективность и интенсификация буровзрывных работ в предлагаемом способе взрывного дробления уступов заключается в следующем. При использовании традиционных схем взрывания верхний предел высоты обуривания и взрывания рабочих уступов ограничен техническими возможностями применяемого бурового оборудования, прежде всего, максимально возможным диаметром бурения существующего бурового оборудования. В связи с этим максимально возможная высота рабочих уступов с точки зрения их взрывного дробления (Нmax):

, м

где Dm – максимально возможный для применяемого оборудования диаметр бурения м; С – величина бермы безопасности, м; a - угол откоса уступа, град.

Традиционные схемы дробления уступов на карьерах основываются на пропорциональности энергии скважинных зарядов объему взрываемых пород, в частности, повышенным значением ЛСПП и предусматривают, в основном, увеличение диаметра скважин.

Однако, возможность увеличения диаметра скважин буровым оборудованием, серийно выпускаемым в настоящее время промышленностью, практически исчерпана.

Применение способа дробления расходящимися парами скважин, позволяет увеличить высоту обуриваемых и взрываемых рабочих уступов, не увеличивая диаметра буримых скважин. Исходя из условия преодоления каждой скважиной в паре половины расчетного значения линии сопротивления по подошве диаметр скважины в паре (d) должен быть равен половине заменяемой единичной скважины, и в связи с этим верхний предел высоты уступа (Н¢max) составит:

.

Желательно, исходя из условия достижения необходимого качества дробления и проработки подошвы уступа, наклонную скважину в паре бурить под таким углом к подошве, чтобы она пересекла расчетную линию сопротивления взрыву по подошве уступа ровно посередине.

По условию преодоления половины линии сопротивления по подошве определяется диаметр расходящихся скважин (d) в паре:

где Do – диаметр вертикального скважинного монозаряда большого диаметра эквивалентного по энергии применяемого ВВ паре расходящихся скважинных зарядов.

С учетом изложенного угол наклона b наклонной скважины в паре к подошве уступа:

, град.

Эффект увеличения производительности бурения в предлагаемом способе отбойки возникает за счет различного характера изменения скорости бурения и объема бурения при замене одной скважины большого диаметра расходящейся парой скважин меньшего диаметра.

Общая длина пробуренных скважин в паре (Lп) составит:

, м

С другой стороны известно, что скорость бурения (V), при всех прочих равных условиях, изменяется обратно пропорционально квадрату диаметра скважины. Поэтому, при бурении скважин в паре диаметром d=0,5Do скорость бурения (V1) составит:

, м/с

Тогда общее время бурения (без учета подготовительно-заключительных операций) составит: для одиночной скважины большого диаметра Do - , с, а для пары расходящихся скважин диаметром d - , с.

Обозначим безразмерную часть последнего выражения через jб – коэффициент изменения времени бурения:. Из анализа этого выражения следует, что при изменении угла наклона (b) наклонной скважины в паре в диапазоне 200<b<900 всегда будет иметь место уменьшение времени бурения (0,5<j<1), и, как следствие, повышение производительности этого технологического процесса.

Целесообразно при одновременном взрыве зарядов ВВ в парах расходящихся скважин инициирование зарядов в вертикальных скважинах производить от их устья, а зарядов в наклонных скважинах – с обоих концов заряда. Эффект инициирования взрывного воздействия в этом случае заключается в следующем. При предлагаемом порядке инициирования (взрывания) пары расходящихся скважинных зарядов процесс передачи в массив энергии взрыва структурируется во времени таким образом, что в результате взрыва наклонной скважины в массиве до окончания процесса детонации заряда ВВ в вертикальной скважине возникает динамическая внутренняя плоскость обнажения, являющаяся локальной экранирующей компенсационной зоной, способствующей разрушению массива под действием менее энергоемких и более эффективных растягивающих напряжений, а также направленному смещению разрушаемого массива в направлении локальной компенсационной зоны, т. е. по линии ЛСПП. В этом случае реализуется также идея первичного предварительного предразрушения массива энергией заряда ВВ наклонной скважины, а завершающая стадия разрушения производится зарядом ВВ вертикальной скважины.

В наклонной скважине, вследствие встречного инициирования ее заряда, время полной детонации ВВ (tвн) составит:

, с

где lн – длина заряда в наклонной скважине, м;

Vд – скорость детонации ВВ, м/с.

За это время волна детонации пройдет в вертикальном заряде только часть его длины. Полное же время физико-химического превращения в этом заряде (tвв) составит:

, с

где lв – длина заряда ВВ в вертикальной скважине, м;

То есть, время запаздывания полной детонации заряда ВВ в вертикальной скважине по отношению к наклонной (Dt), есть время существования динамической обнаженной плоскости (локальной компенсационной зоны) вдоль линии наклонной скважины. Это время составит: