Расчет параметров взрывных работ на блоке

Выбор вида бурения и диаметра долота

1. Для заданных горнотехнических условий выбирается диаметр сква­жины, как один из основополагающих параметров, определяющих эффек­тивность и качество буровзрывных работ.

Поскольку четко выраженной зависимости для определения требуе­мого диаметра скважин от горнотехнических условий не существует, выбор диаметра осуществляется на основе технико-экономических расчетов вари­антов. В данной работе не рассматриваются экономические, а только техни­ческие и технологические аспекты буровзрывных работ.

1.1. На первом этапе выбирается вид бурения: шнековый (П_б ≤ 8), ша­рошечный (18 ≥ П_б ≥ 8), пневмоударный (П_б ≥ 18) в зависимости от показа­теля трудности бурения (П_б)

П_б = 0,07(σ_сж + σ_сд) + 0,7γ. (1.1)

Для более полного учета других факторов, влияющих (помимо П_б) на выбор способа бурения следует ознакомиться с источниками [1, с. 74-103] и [4, с. 23-59].

1.2. После выбора способа бурения принимается для дальнейших расче­тов диаметр долота (скважины) исходя из технологических параметров станков вращательного (прил. 1), шарошечного (прил. 2) или пневмоудар­ного (прил. 3, 4) бурения.

1.3. Для предварительного выбора диаметра долота при шарошечном бу­рении можно использовать данные о соотношении оптимального усилия подачи, диаметра долота и показателя трудности бурения (прил. 5).

Выбор типа ВВ

Характеристики основных типов ВВ для открытых горных работ при­ведены в прил. 6. Тип ВВ выбирается с учетом обводненности и горно-тех­нических свойств массива, а также диаметра скважин. При малых диаметрах скважин и большой крепости пород целесообразно принимать ВВ с боль­шими мощностными характеристиками. Также следует учитывать величину кислородного баланса.

Более полное представление о свойствах ВВ и области их применения можно получить по данным литературных источников [3, с. 228-250] и [4, с. 83-121].

Расчет параметров взрывных работ на блоке

Для выбранного диаметра долота, типа ВВ и заданных горнотехниче­ских условий проводятся проверочные расчеты в следующей последователь­ности.

3.1. Определяют параметры скважины:

а) диаметр скважины (d_c, мм)

d_c = d_д k_разб, (3.1)

где d_c – диаметр долота, мм;

k_разб – коэффициент разбуривания, принимают в зависимости от крепости пород (f):

f = 0,1σсж				8-10	12-14
kразб	1,00	1,05	1,04	1,037-1,031	1,030-1,021	1,02

б) длина перебура (l_пер, м)

l_пер= d_c k_пер, (3.2)

где k_разб – коэффициент перебура принимается в зависимости от взрываемо­сти пород (прил. 7).

в) длина скважин при вертикальном бурении (l_с, м)

(3.3)

где h_у – высота уступа, м.

Примечание. В случае принятия после дальнейших расчетов наклонного бурения (3.4)

где α – принятый угол наклона скважин к вертикали.

3.2. Определяется длина скважинного заряда (l_зар, м)

(3.5)

где l_заб – длина забойки (м) принимается в зависимости от заданной катего­рии трещиноватости (см. прил. 8).

3.3. Определяется расчетный (проектный) расход принятого ВВ (q_п, кг/м³)

(3.6)

где q_э – удельный расход эталонного ВВ (граммонит 79/21). Принимается в зависимости от трещиноватости, взрываемости, крепости и плотно­сти пород по данным прил. 9;

k_ВВ – коэффициент, учитывающий технические характеристики принятого типа ВВ по сравнению с эталонным (прил. 10);

k_д – коэффициент, учитывающий принятый диаметр скважин по сравне­нию с эталонным (прил. 11);

k_α – коэффициент, учитывающий угол наклона скважины: при вертикаль­ном бурении k_α = 1, при наклонном k_α = 0,93…0,95.

3.4. Определяется величина преодолеваемой линии сопротивления по подошве уступа (W, м)

(3.7)

где Р – удельная вместимость скважины, кг/м;

(3.8)

где ∆ – плотность заряда в скважине, кг/дм³ (см. прил. 6);

d_с – диаметр скважины, дм.

3.5. Проверяется выполнение условия

W ≥ W_min, (3.9)

где W_min – минимально необходимая величина определяемая из условия рас­положения бурового станка на безопасном расстоянии Z от верхней бровки уступа, м;

(3.10)

где α_р – угол откоса рабочего уступа;

α_у – угол устойчивого откоса уступа.

В случае, если W < W_min, изменяются приняты ранее параметры: а) уве­личивается диаметр скважины и, следовательно, ее удельная вместимость (Р); б) выбирается более мощное ВВ с высокой плотностью заряжания; в) применяется наклонное бурение.

После выполнения условия W ≥ W_min значения W, Р и q_п принимаются в качестве проектных.

3.6. Определяются параметры сетки скважин.

3.6.1. Расстояние между скважинами в ряду (а)

(3.11)

где Q_з = Рl_зар, кг – масса заряда в скважине.

Полученное значение а проверяется по допустимому коэффициенту сближения скважин m

m = a/W. (3.12)

В легковзрываемых породах m = 1,1…1,2; в средневзрываемых m = 1,0…1,1; в трудновзрываемых m = 0,85…1,00.

3.6.2. Расстояние между рядами скважин (b):

, (3.13)

где k_з – коэффициент увеличения удельного расхода ВВ во втором и после­дующих рядах скважин.

При наклонном бурении k_з = 1,0; при вертикальном бурении в породах I-III категории трещиноватости k_з = 1,05…1,10; в породах IV-V категории трещиноватости k_з = 1,12…1,15.

Примечание. Сущность k_з и значимость правильного определения размеров сетки скважин с точки зрения качества дробления можно проиллюстрировать следующим примером.

Для первого ряда скважин при принятом проектном q_п и Р расчетная масса заряда в скважине (Q_з) составит

(3.14)

или

(3.15)

где V – объем разрушаемой породы, приходящейся на одну скважину, м³.

Например, при h_у = 10 м, l_c = 12 м, l_зар = 8 м, q_п = 1 кг/м³, Р = 31,4 кг/м, W = 5 м величина заряда составит

кг.

Если принято a = W, объем разрушаемой породы одной скважиной составит V = 10∙5∙5 = 250 м³, то фактический удельный расход равен проект­ному, то есть q_ф = q_п.

Если принято a =1,2, W = 6 м, объем разрушаемой породы одной скважиной составит V = 10∙5∙6 = 300 м³, а q_ф = 251,2:300 = 0,84 < q_п.

Поэтому для трудновзрываемых пород рекомендуется либо прини­мать m =1, либо увеличить длину перебура на 1,0…1,5 м и тем самым уве­личить массу заряда в скважине (Q_з).

Для скважин второго и последующих рядов объем породы, разру­шаемой одной скважиной, составляет

м³. (3.16)

При этом:

а) если принято a = W и b = W (т. е. m =1), то в скважинах первого и последующего рядов имеем соответствие расчетного и фактического удель­ного расхода, т. е. q_п= q_ф;

б) если принято a = mW = 1,2 W = 6 м, b = 0,85W = 4,25 м,то объем породы, разрушаемой одной скважиной составит

V = 1∙10∙6∙4.25 = 255 м³,

а фактический удельный расход в скважинах второго и последую­щего рядов близок к расчетному q_ф = 251,2:255 = 0,99 кг/м³;

в) если принято a = W = 5 м, расстояние между рядами скважин b = 0,85W = 4,25 м,то объем породы, разрушаемой одной скважиной, соста­вит

V = 1∙10∙5∙4,25 = 212,5 м³,

а фактический удельный расход в скважинах второго и последую­щего рядов близок к расчетному q_ф = 251,2:212,5 = 1,189 кг/м³, что соответ­ствует k_з для V категории трещиноватости.

3.7. Согласно заданию по размерам взрываемого блока определяется не­обходимое количество скважин в ряду (n_c), количество рядов скважин (n_p) и в масштабе вычерчивается расположение взрывных скважин на уступе в плане и разрезе.

Количество взрывных скважин в ряду может быть определено графи­чески, либо из выражения

(3.17)

где L – длина заданного блока, м.

количество рядов при заданной ширине блока (Ш), соответственно,

(3.18)

3.8. В соответствии с заданием конструируется и вычерчивается схема соединения зарядов при короткозамедленном взрывании (КЗВ). Средства инициирования (детонирующим шнуром или НСИ) выбираются самостоя­тельно. С особенностями различных схем соединения зарядов можно озна­комиться по источникам [4, с. 240-257], с особенностями применения средств инициирования [1, с. 119-128]. Характеристика промежуточных де­тонаторов (прессованных шашек) для взрывания детонирующим шнуром приведена в прил. 12.

Интервал замедления (τ) определяется в зависимости от величины ЛСПП (W) и взрываемости пород по соотношениям:

- для легковзрываемых пород τ = (5…6)W, мс;

- для средневзрываемых пород τ = (3…4)W, мс;

- для трудновзрываемых пород τ = (2,0…2,5)W, мс;

- для весьма и исключительно трудновзрываемых пород τ = = (1,5…2,0)W, мс.

Расчетное значение τ следует округлять до ближайшего из стандарт­ных замедлений [1, с. 122-124].

Стандартное время замедления РП-8: 10, 20, 35, 50, 75, 100, 125 мс.

Стандартное время замедления РП-Н: 20, 35, 50 мс.

Стандартное время замедления РП-Д: 20, 30, 45, 60, 80, 100 мс.

Время замедления блоков в системе «Нонель»: 0, 17, 25, 42, 67, 109, 176 мс.

Время замедления внутрискважинных капсюлей-детонаторов системы «Нонель» от 75 до 500 интервалом через 25 мс.

3.9. Определяются следующие показатели взрывных работ:

3.9.1. Ширина развала от первого ряда скважин ( , м)

, (3.19)

где k₃ – коэффициент дальности отброса породы, зависящий от принятого интервала замедления (τ, мс) между скважинами в ряду; τ = kW.

Время замедления τ, мс					≥ 75
Кз		0,95	0,90	0,85	0,80

где k_в – коэффициент, зависящий от взрываемости породы. Для легковзры­ваемых пород k_в = 3,0…3,5; для средневзрываемых – k_в = 2,5…3,0; для трудновзрываемых – k_в = 2,0…2,5.

3.9.2. Фактическая ширина развала

(3.20)

Примечание. В практической деятельности величину ширины развала планируют с целью согласования различных задач: улучшения качества дробле­ния (за счет создания «подпорной стенки»); погрузки развала за опре­деленное количество проходов экскаватора при рациональной ши­рине заходки; обеспечения требуемой (особенно в стесненных усло­виях) ширины рабочей площадки и т. п.

3.9.3. Фактическая ширина взрываемого блока

(3.21)

3.9.4. Объем взрываем ого блока

, м³. (3.22)

3.9.5. Выход взорванной горной массы с 1 м скважины

(3.23)