Электромонтаж Ремонт и отделка Укладка напольных покрытий, теплые полы Тепловодоснабжение

Технология постановки уступов в предельное положение


На золоторудных карьерах применяются в основном два типа технологических схем постановки уступов в предельное положение (заоткоски уступов). К первому типу относятся технологические схемы отработки приконтурных целиков и оформления откосов уступов с помощью вертикальных и наклонных скважин.

Эти схемы применяются главным образом при небольшой высоте бортов, в устойчивых, хорошо заоткашиваемых породах, с благоприятными элементами залегания (по отношению бортов) трещин, при отсутствии охраняемых объектов.

Ко второму типу технологических схем отработки приконтурных целиков и оформления откосов уступов относятся аналогичные указанным выше технологические схемы, но с применением контурного ряда скважин.

Эта группа технологических схем применяется на ответственных участках, где требуется повышенная безопасность работ, при наличии неблагоприятных факторов, значительных высотах бортов и сроках их стояния, для предупреждения нарушений вблизи лежащих охраняемых объектов и снижения объемов вскрышных работ за счет увеличения откосов уступов и бортов.

При применении этих технологических схем предусматриваются меры по защите массива пород за контуром карьера от деформаций, вызываемых действием взрывной волны, которая распространяется от взрыва зарядов при ведении вскрышных работ вблизи контура карьера. Вдоль контура карьера оставляют предохранительный целик, ширину которого принимают из условия локализации в его пределах остаточных деформаций от массовых взрывов по отбойке вскрышных пород. Сам же целик отрабатывают только после взрывания зарядов контурного ряда скважин, которые образуют экранирующий слой (щель), предотвращающий распространение за контур карьера деформаций от взрыва зарядов рыхления при отбойке пород предохранительного целика.

Сотрудниками Иргиредмета разработаны технологические схемы постановки уступов в предельное положение, методики расчетов параметров буровзрывных работ по созданию экранирующего слоя (отрезной щели), дробления предохранительного целика и оформления откосов уступов под заданными углами и ширины предохранительного целика, за пределами которого действие взрыва на горный массив сводится почти к нулю. Эти схемы и методики были внедрены на золото- и алмазодобывающих карьерах, где породы имеют различную крепость.

При соблюдении требований технологии достигается высокое качество заоткоски уступов - уступы отстраиваются под заданными углами с минимальными нарушениями в законтурном массиве.

Снижение до минимума распространения остаточных деформаций за контур карьера в некоторых (благоприятных по трещинно-структурным особенностям) случаях дает возможность увеличить углы откосов уступов на 5-15 и на 3-5 - углы бортов карьеров. Например, на карьерах ПО "Якуталмаз" после внедрения спецтехнологии, углы откосов уступов были увеличены на 7°; углы бортов на 5°, а на карьерах "Ключевский", "Дукатский" - углы откосов уступов на 10°. Повышение качества заоткоски уступов и снижение до минимума нарушений в законтурном массиве позволило также на карьерах ПО "Якуталмаз" увеличить высоту нерабочих уступов без изменения угла с 30-36 до 45 м.

Расчет ширины предохранительного целика. Расстояние распространения остаточных деформаций в глубь массива от последнего взрываемого ряда скважин при массовом взрыве зависит от физико-механических свойств взрывных пород, трещинноструктурных особенностей массива, метода и способа ведения взрывных работ и других факторов, и колеблется от 10 до 50 м.

Для предотвращения воздействия массового взрыва на охраняемый (за линией контура карьера) массив оставляется предохранительный целик, ширина которого должна быть больше расстояния распространения остаточных деформаций от последнего рада взрываемых скважин. В первом приближении ширину предохранительного целика определяют по формуле
Технология постановки уступов в предельное положение

где dc - диаметр применяемых скважин, м; ky - коэффициент условий взрывания (при порядном взрывании и сплошных (колонковых) зарядах ky = 1, при использовании рассредоточенных зарядов ky - 0,85; при применении наклонных скважин ky = 0,77); Aп - коэффициент, учитывающий свойства взрываемых пород; Aпр - предельно допустимая величина остаточных деформаций за пределами охраняемой зоны, мм/п.м. Коэффициент свойств пород изменяется от 40 до 80, причем большее значение соответствует слабым породам.

Определение параметров буровзрывных работ по дроблению приконтурных целиков и формированию откосов уступов. Большая часть приконтурного целика отбивается по параметрам, характерным для обычных взрывов рыхления конкретной разновидности пород. Отличаются параметры буровзрывных работ лишь в приконтурных радах скважин, оказывающих непосредственное влияние на качество дробления прикоитурного массива и формирование откоса. Как правило, это последний приконтурный рад вертикальных скважин, пробуренных на всю высоту оконтуриваемого уступа и рад (рады) укороченных дополнительных скважин (рис. 4.18).

В зависимости от угла наклона откоса уступа и применяемой буровой техники (станок 2СБШ-200Н) применяются три варианта расположения скважинных зарядов у контура карьера.

1. С оформлением откоса уступа только одним радом приконтурных скважин (рис. 4.18, а). Эта технологическая схема может применяться при высоте уступа 10-12 м и угле откоса 70-75°. В некоторых случаях возможно ее применение на уступах высотой 15 м и с углом откоса 75°.

2. С оформлением откоса уступа одним приконтурным и одним вспомогательным рядами укороченных скважин (рис. 4.18, б). Применяется на уступах высотой 10-12 м с углом откоса 60-70°.

3. С оформлением откоса уступа одним приконтурным и двумя вспомогательными рядами укороченных скважин (рис. 4.18, в). Применяется на уступах высотой 10-15 м с углом откоса 55-56°.
При выборе схемы отбойки пород у контура рекомендуется принимать:

первый вариант при lб/bп < 0,85 - 1;

второй вариант при lб/bп = 1 - 1,3;

третий вариант при lб/bп больше 1,4.

Минимальное расстояние между осью скважины и плоскостью откоса на уровне подошвы уступа m при диаметре скважины 150-250 мм колеблется от 2,5 до 12 диаметров заряда, причем в наиболее крепких породах - от 2,5 до 5 диаметров, в породах средней крепости - 8-12 диаметров. В слабых породах с коэффициентом крепости 2-4 при диаметре скважин 110 м это расстояние может доходить до 16-18 диаметров.

В общем виде эта закономерность может быть представлена выражением

где kк - коэффициент, зависящий от крепости пород (для крепких пород с коэффициентом крепости по шкале М.М. Протодьякоиова f = 12-16 kк = 2,5-6; для пород с f=6-8 kк = 8-12; для слабых пород с f = 2-4 kк = 16-18.

Перебур скважин приконтурного ряда hп принимается равным 0,1Н.

Расстояние от приконтурного ряда скважин до проектного контура карьера составляет

В связи с тем, что для дробления большей части приконтурного целика используются заряды, применяемые на карьере для промышленных взрывов, целесообразно параметры буровзрывных работ в приконтурной части выражать через параметры обычных взрывов рыхления.

Расстояние, м, между скважинами приконтурного ряда

Расстояние между приконтурным и ближайшим отбойным радом рыхления

Для второго варианта (см. рис. 4.18, б) расстояние между скважинами вспомогательного рада

Расстояние между приконтурным и вспомогательным рядами скважин

В третьем варианте, где требуется еще один вспомогательный ряд скважин, расстояние между приконтурным первым и вторым вспомогательными рядами составит

а расстояние между скважинами в рядах определяется из следующих соотношений:

Объем породы, который должен быть раздроблен до необходимой кондиции приконтурными зарядами, определяют по формуле

где Lб - длина взрываемого блока, м.

Удельный расход BB для дробления данного объема породы находится в прямой зависимости от удельного расхода BB для отбойки обычными зарядами рыхления вскрышных пород gВВ. В зависимости от коэффициента крепости и взрываемости горных пород kп удельный расход BB для отбойки пород, непосредственно прилегающих к откосу, может быть больше или меньше проектного (kп изменяется в пределах 0,7-1,6 и уточняется в процессе производства работ).

Масса заряда для дробления приконтурной части предохранительного целика

Расчетную массу заряда для первого варианта (см. рис. 4.18, а) распределяют равномерно в скважинах приконтурного ряда. Для второго варианта (см. рис. 4.18, б) 75% BB равномерно размещают в скважинах приконтурного ряда, а 25% - в скважинах вспомогательного ряда. В третьем варианте (см. рис. 4.18, в) 70% BB распределяют в приконтурном ряду, а 25 и 5% BB соответственно в первом и втором вспомогательных рядах скважин.

Параметры контурного взрывания. Известны различные методы определения параметров контурного взрывания при ведении заоткоски уступов на карьерах.

Авторами на карьерах золото- и алмазодобывающей отрасли был разработан и успешно применялся метод расчета основных параметров контурного взрывания (расстояния между скважинами, диаметра и массы заряда), основанный на современных представлениях о механизме действия взрыва в массиве пород.

По известным представлениям экранирующая щель образуется от взаимодействия цилиндрических взрывных волн, распространяющихся при взрыве смежных зарядов. В результате наложения радиальных усилий по линии встречи волн возникают растягивающие напряжения, действующие перпендикулярно к плоскости, в которой расположены скважины, и способствующие развитию радиальных трещин в ней в непрерывную трещину между зарядными полостями контурных скважин, располагаемых по линии контура. Между соседними скважинами растягивающие напряжения на фронте волны удваиваются, так как они равны по величине и направлению. Скорость распространения ударной волны в породе значительно превышает скорость распространения радиальных трещин от соседних зарядов. Поэтому при значительном увеличении разрывающих усилий в точке встречи ударных волн создаются условия для соединения по линии наименьшего сопротивления радиальных трещин от соседних зарядов. Для того, чтобы образовалась сплошная трещина между соседними зарядами в точке встречи волн, должно соблюдаться условие

где от - касательные напряжения на фронте ударной волны;

ор.м - прочность породы в массиве при разрыве.

Для развития радиальных трещин, согласно исследованиям Ф.А. Баума, С.Г. Григоряна, А.С. Санасоряна, необходимо, чтобы касательные напряжения составляли примерно половину нормальных он, т.е.

Величина напряжения на фронте волны в точке встречи зависит от величины начального напряжения он.п в породе, возникающего при ударе раскаленных газов о стенки скважины, и расстояния между скважинами а. Напряжения в породе распространяются, подчиняясь известной зависимости

где ах - расстояние между соседними контурными скважинами.

Обычно в практике горных работ применяются гирляндные заряды из патронов аммонита. Наличие кольцевого зазора между зарядом и стенками скважин значительно уменьшает разрушающее действие взрыва контурных зарядов за линией контура карьера. Поэтому при различных массе и диаметре такого заряда давление во фронте ударной волны, образующейся в радиальном зазоре между зарядом и стенками скважины, будет различным и подчиняется зависимости тнл = PксK. Отсюда

где Рк.с - конечное давление газов взрыва, достигших стенок скважины; К - коэффициент преломления энергии при переходе из воздушного зазора в породу.

В свою очередь, Pк.с может быть определено по уравнению состояния продуктов взрыва BB

где n - показатель политропы, равный 1,8 (для упрощения расчетов принимаем n = 2), P и F - соответственно давление газов взрыва и занимаемый ими объем.

Отсюда

где Pн - начальное давление детонационной волны в плоскости Чепмена-Жуге; Vзар - объем непосредственно заряда; Vскв -объем скважины.

Решая относительно Рк.с, получим

Приравнивая значения Pк.с по формулам (4.99) и (4.102) получим

где dг.з - диаметр гирляндного заряда; lгз - длина гирляндного заряда; lскв - длина скважины.

Поскольку между связками патронов BB оставляют промежутки, то длина непосредственно заряда в гирлянде составляет лишь часть длины скважины.

Поэтому длина гирляндного заряда без промежутков между связками патронов

где k1 - коэффициент длины гирляндного заряда,

Диаметр гирляндного заряда можно выразить через диаметр скважины

Массив горных пород, как правило, нарушен системами естественных трещин различного характера и интенсивности, которые в значительной мере уменьшают его прочность по сравнению с пределом прочности породы при разрыве в образце ор.



Поэтому

где kз - коэффициент влияния трещиноватости на предел прочности пород при разрыве.

Коэффициент К определяют по известной формуле

где рвоз и рпор - объемная масса воздуха и породы соответственно; Своз и Спор - скорость распространения продольной волны соответственно в воздухе и породе.

Начальное давление детонационной волны Pн определяют по формуле

где vвв - плотность BB; Dдет - скорость детонации.

Массу заряда в контурной скважине можно определить по выражению

где lзаб - длина забойки в контурной скважине (принимаем l = 1,5 м).

Значения коэффициентов k2 и k2 приведены в табл. 4.6.

Диаметр гирляндного заряда рассчитывают по формуле

где Sед - площадь единичного патрона аммонита № 6ЖВ диаметром 3,2 см (Sед = 8,04 см2); nп.с - число патронов в связке.

Коэффициент kз = 0,4 для пород с интенсивной трещиноватостью, kз = 0,8 для пород, мало нарушенных системами естественных трещин.

В табл. 4.7 приведены параметры контурного взрывания, рассчитанные по предложенной методике.

Имя:*
E-Mail:
Комментарий: