Особенности взрывной отбойки
08.08.2016
Взрывной отбойкой называется отбойка взрыванием зарядов BB, помещенных в образованные в массиве полости (шпуры, скважины, выработки).
Взрывной способ остается основным для отбойки руд крепких и средней крепости. Эффективность его, помимо свойств пород, зависит в первую очередь от способа бурения и типа ВВ.
Основным способом бурения на ближайшие десятилетия остается механический. Отметим, что если рассматривать одно только бурение, то его удельная энергоемкость при механическом, струйно-гидравлическом и термическом способах бурения будет находиться и соотношении 1:9:100. Особенно энергоемок электро-термо-механический способ.
BB используются химические с нормальной энергетической характеристикой (теплота взрыва 800—1300 ккал/кг). Вместе с тем есть попытки значительно расширить диапазон мощности зарядов. Так, для резкого увеличения мощности зарядов технически возможно применение ядерных зарядов в определенных, весьма ограниченных условиях: очень большая мощность залежи, невысокая ценность руды, а также малая населенность района и изолированность грунтовых вод, что необходимо в связи с сейсмическим действием и радиацией.
С другой стороны, исследуется возможность создать BB с уменьшенной (примерно в 10 раз против нормальных химических BB) разрушающей силой и выделением только неядовитых газов с целью практически исключить сейсмическое действие и перерывы в работах по проветриванию.
В обозримом будущем следует рассчитывать на применение BB главным образом с нормальной энергетической характерастикой.
Удельные значения элементов затрат на взрывную отбойку составляют: при средней крепости руд — бурение 20—30 %, BB 40—60 %, заряжание и взрывание 20—40 %; при крепких рудах — бурение 60—70 %, BB 20—30 %, заряжание и взрывание 10—20%, Эти величины полезно знать для того, чтобы можно было судить о главных путях снижения затрат на отбойку.
Очевидно, в первую очередь необходимо снижать расходы по наиболее высоким статьям затрат. В породах средней крепости целесообразно применять более дешевые BB, даже если это несколько увеличит расходы на бурение. В крепких же породах главное удешевить бурение, a BB должны применяться такие, которые дают наибольший дробящий эффект и позволяют уменьшить расходы на бурение за счет расширения сетки скважин, даже если это будет связано с некоторым увеличением стоимости израсходованного количества ВВ.
Показатели отбойки. Для технико-экономической оценки отбойки используют следующие показатели:
- производительность труда бурильщика, выраженная количеством отбитой руды, т/смену или м3/смену;
- удельный расход BB, кг/м3 или кг/т отбиваемой руды (обычно обозначается буквой q);
- выход руды с I м шпура или скважины, м3/м (в пересчете на массив) или т/м; либо обратная величина — удельный расход бурения, м/м3, м/т;
- выход негабарита в процентах по массе.
Основные факторы, влияющие на показатели отбойки руды. Крепость руды. Ориентировочно удельный расход BB и удельный расход бурения зависят от крепости руды почти в прямой пропорции. Это же относится и к трудоемкости бурения 1 м скважины. Поэтому трудоемкость буровых работ на 1 т отбитой руды пропорциональна коэффициенту крепости руды в степени, близкой к 2.
Трещиноватость руды. Массив расчленяется по естественным трещинам даже при уменьшенном расходе ВВ. Вместе с тем трещины ограничивают распространение энергии взрыва, поэтому участок руды, заключенный между трещинами, чаще остается неразрушенным, если не будет взорван заряд именно в кем.
Благоприятна густая сеть трещин с расстоянием между ними меньше кондиционного куска. В этом случае обеспечивается хорошее дробление руды при относительно небольшом объеме буровзрывных работ.
При редкой сети трещин необходим увеличенный объем буровзрывных работ с тем, чтобы минимальное число рудных участков, ограниченных трещинами, оказалось в интервалах между зарядами ВВ. Ho даже при этом возможен значительный выход негабаритных кусков руды.
Мощность залежи. Влияние ее на эффективность отбойки связано с тем, что на крайние скважины ряда приходится уменьшенный объем руды. Так, при параллельном расположении скважин оконтуривающая скважина отбивает почти в два раза меньше руды по сравнению с остальными. Чем меньше ширина забоя, тем меньше число остальных скважин, работающих в нормальных условиях, а следовательно,- меньше средний выход руды с 1 м скважины и, очевидно, на столько же больше удельный расход ВВ.
Свойства пород при расчете отбойки обычно учитываются через функциональный технологический параметр — удельный расход BB, обозначаемый q.
Чтобы учесть в расчетах влияние мощности залежи, примем за базисные условия неограниченно большую ширину забой.
Требования к производственным процессам с точки зрения габарита кусков руды
При взрывной отбойке часть кусков получается размером в 1—2 м и более. Крупные куски требуется дополнительно измельчать в выемочном блоке (т. е. осуществлять вторичное дробление руды) до максимально допустимого размера по условию транспортабельности, называемого габаритным или кондиционным размером кусков руды.
Габаритный размер кусков зависит от поперечных размеров выработок, типов и размеров оборудования для доставки, транспортирования и подъема руды, наличия или отсутствия подземной дробильной установки перед скиповым подъемом и т. п. Выбирают габаритный размер кусков совместно с элементами и параметрами технологии, от которых он зависит.
Поэтому целесообразно выявить общие требования к производственным процессам, вытекающим из их взаимосвязи через габаритный размер кусков.
Габаритный (кондиционный) размер кусков руды. Отбитая руда при перемещении ее проходит, например, через перепускные выработки в выемочном блоке, размещается в рабочем органе погрузочной машины, в скреперном ковше, на питателе или конвейере, пропускается через люк, размещается в вагоне, проходит через капитальный рудоспуск, бункер и дозирующее устройство (питатели и затворы) скипового подъема, размещается в скипе.
Минимально допустимое отношение ширины выпускной выработки к поперечному размеру куска руды изменяется приблизительно от 1,8:1 до 5:1, Меньшие величины относятся к легкодоступным местам горных выработок, в которых затор ликвидировать легко и пропускная способность которых не лимитирует производительности рудника в целом или крупных его участков. Значения от 4:1 и выше относятся к особенно ответственным и труднодоступным местам, например к капитальным рудоспускам, Размеры выработок в сечении обычно выбираются такие, какие необходимы при данном габарите кусков, и потому не являются ограничительным фактором.
Выделим ограничения с точки зрения подъема руды. Скиповой подъем возможен при крупности кусков не более 400, максимум 500 мм (по условию работы дозаторов и допустимого износа скипов под ударами падающей руды). На многих шахтах перед поступлением руды в загрузочный бункер скипов ее измельчают примерно до минус 200 мм в дробилках, которые принимают куски крупностью до 900—1500 мм. Это позволяет увеличить габарит кусков до любой величины, приемлемой по остальным факторам, увеличить грузоподъемность скипов от 15—20 до 50—100 т и полностью автоматизировать подъем. С другой стороны, оборудование подземных дробильных установок связано со значительными расходами. Для рудников большой производительности указанные достоинства применения подземных дробильных установок особенно важны, а недостатки менее существенны. Поэтому при скиповом подъеме крепкой руды подземные дробилки применяют на большинстве крупных рудников, реже на рудниках средней производительности (около 1 млн. т/год).
При вскрытии штольней или при перепуске руды с нескольких этажей на один горизонт подают руду в глубокие (120— 300 м и более) рудоспуски, в которых, если обеспечено свободное падение руды на высоту 70—100 м и более, большинство крупных кусков при падении разбивается. В этом случае с точки зрения выдачи руды также можно увеличить кондиционный кусок до значительных размеров.
При разработке маломощных жил максимальный размер кусков ограничивается тем, что в узких магазинах (камерах или блоках, заполненных отбитой рудой) крупные глыбы застревают и образуют своды, опасные для бурильщиков, находящихся на поверхности магазина.
Большой размер кусков может снизить производительность погрузочных машин в связи с трудностью зачерпывания, а также увеличивает износ рабочих органов и шин этих машин, полотна питателей и конвейеров и т. п.
Максимально допустимый размер кусков, на который рассчитаны перепускные выработки, погрузочно-доставочные и транспортные средства и все остальное оборудование, является габаритным (кондиционным) размером. Он изменяется от 200 до 1000 мм и более. Меньшие значения (200—300 мм) относятся только к разработке тонких залежей, где руду мелко дробят, а оборудование имеет небольшие размеры. На мощных месторождениях габарит куска составляет 400—500 мм при скиповом подъеме без подземной дробильной установки, а в остальных случаях 800—1000 мм, а на отдельных рудниках — до 1200—1500 мм.
Имеется пока нетипичный пример увеличения габарита до 2 м на алмазном руднике «Премиер» (Южная Африка); более крупные куски поступают из блока в молотковую дробилку, где разрушаются до минус 500 мм.
Негабарит. Так называют куски руды, размер которых больше габаритного и которые поэтому должны подвергаться вторичному дроблению.
Отношение массы негабарита к массе всей отбитой руды принято называть выходом негабарита (в процентах).
Выход негабарита, помимо горно-геологических условий, зависит от метода и параметров отбойки и, конечно, от установленного габарита.
Вторичное дробление крепких и средней мощности руд осуществляется преимущественно взрывным способом в течение рабочей смены. Воздух запыляетея и загазовывается, в связи с чем оборудование простаивает до 50—70 % времени смены, соответственно снижается производительность забоев и концентрация работ. Работы по взрыванию крупных кусков, зависших в горловинах выпускных выработок, наименее безопасны. Если взрывают негабарит в выработках, выходящих на горизонт откатки, то разрушаются кабельные линии и практически исключается возможность полной автоматизации работы транспорта. Таким образом, наличие негабарита отрицательно сказывается на работе шахты.
Уже многие десятилетия стремятся исключить выход негабарита. Для этого идут по двум встречным направлениям.
Первое: улучшение дробления руды при отбойке. Второе, встречное, направление: увеличение габарита кусков руды на базе необходимых для этого технических мероприятии, включая сооружение подземных дробильных установок — как перед скиповым и конвейерным подъемом, так и участковых.
В общем случае увеличение удельного расхода BB при отбойке q1 снижает выход негабарита, что в свою очередь уменьшает удельный расход BB на вторичное дробление q2 (рис. IV.4).
Снижение q2 до нуля характерно главным образом для отбойки шпурами, а также скважинами уменьшенного диаметра (менее 90 мм) и ограниченной глубины (до 10—15 м). Ho при отбойке скважинами большой глубины или большого диаметра снижается обычно лишь до известного предела (см. рис. IV.4, кривая II), после которого дальнейшее увеличение не дает положительного эффекта, а иногда даже и увеличивает Объясняется это следующим. Остаются неразрушенными рудные участки в интервалах между трещинами. Причем с повышением удельного расхода BB на отбойку возрастает трещиноватость невзорванного массива. Из-за этого и в связи с горным давлением часть пробуренных скважин приходит в негодность. Скважины при бурении искривляются, особенно при малом диаметре (отклонение до 12—15%), в результате расстояние между ними местами увеличивается против расчетной величины. В крепких рудах в случае отбойки скважинами большого диаметра наименьшее значение q2 достигается обычно при g1 = 1,8—2,2 кг/м3.
В большинстве случаев наиболее выгоден такой удельный расход BB на отбойку, при котором равно нулю или имеет минимально возможное для данных условий значение. Объясняется это тем, что на основной части нисходящего участка кривой q2 (а—б) (см. рис. IV.4) q1q2≈const. Следовательно, на этом участке повышение на какую-то величину примерно настолько же снижает q2, что дает увеличенную экономию по сравнению с дополнительными затратами на отбойку. При очень крепкой руде, в которой еще не удалось достичь высокой производительности бурения взрывных скважин, приходится в виде исключения допускать увеличенный объем вторичного дробления против минимально возможного объема.
Что касается увеличения габарита кусков руды, то для этого повышают размеры, мощность и прочность оборудования на доставке и транспорте, устанавливают дробилку перед скиповым стволом и т. п. С увеличением габарита от 400 до 800—1000 мм на ряде рудников выход негабарита сократился в 15—20 раз, это удешевило добычу и позволило окупить за 2—4 года дополнительные капитальные затраты, потребовавшиеся для увеличения кондиционного размера кусков.
Возможности улучшения дробления при отбойке и увеличение кондиционного куска обоих указанных направлений расширяются по мере совершенствования техники и технологии горных работ, но в обозримом будущем при скважинной отбойке крепких руд в большинстве случаев какая-то часть кусков будет иметь негабаритные размеры, и на это приходится ориентироваться.
Шпуровая отбойка
Шпуровой отбойкой называется отбойка взрыванием зарядов BB, помещенных в шпуры, т. е. в цилиндрические полости глубиной до 5 м.
Удельный объем шпуровой отбойки составляет около 35 % по отношению ко всем способам отбойки и около 40 % во взрывной отбойке..
Главная ее особенность при очистной выемке, по сравнению с проведением выработок, касается технологии и состоит в том, что забой обычно имеет минимум две обнаженные плоскости: одну, в которой выбуривают шпуры, и другую, на которую производится отбойка (шпуры бурят параллельно ей, что исключает необходимость во врубовых шпурах).
Пологие залежи малой мощности отрабатывают без деления на слои по вертикали. В остальных случаях при шпуровой отбойке применяют, как правило, выемку горизонтальными или слабонаклонными слоями. Порядок погашения слоев — восходящий или нисходящий
Послойную выемку в восходящем порядке применяют преимущественно при устойчивой руде, а в нисходящем порядке (см. рис. IV.3) — как при неустойчивой руде под зашитой твердеющей закладки, так и под устойчивой кровлей в пологих залежах.
При слоевой выемке шпуры могут быть горизонтальными или вертикальными. Применение вертикальных шпуров обеспечивает более широкий фронт работ для бурения, но кровля (при выемке слоев в восходящем порядке) оформляется менее тщательно, что способствует образованию заколов. Поэтому вертикально располагают шпуры только при достаточно устойчивых рудах,
С точки зрения качества дробления шпуры целесообразно располагать нормально к основной системе трещин для уменьшения их экранирующего действия.
Важен правильный выбор глубины шпуров. С увеличением ее увеличивается выход руды с 1 м шнура, так как уменьшаются потери энергии взрыва на повышенный разброс породы и выброс в атмосферу газов взрыва при высоких давлении и температуре. Поэтому необходимо стремиться к максимальной глубине (3 м и более). Однако часто приходится органичивать глубину шпуров из-за малой устойчивости боковых пород, малой мощности рудного тела, недостаточной устойчивости руды. При системах разработки с креплением глубина шпуров также ограничивается максимально допустимым шагом установки крепи (1—2 м). Диаметр шпуров — от 30 до 70 мм, обычно 40—45 мм; менее 40 мм — в основном в тонких залежах; более 45 мм — при большой площади забоя в залежах мощных и средней мощности.
В маломощных залежах целесообразно уменьшать диаметр шпуров до величины, не превышающей определенное соотношение с выемочной мощностью жилы. Слишком большой диаметр приводит к отрыву пустой породы, а занижение диаметра увеличивает расход шпуров и снижает эффективность взрыва.
Типы горных выработок
Горные выработки разделяются: по назначению (разведочные и эксплуатационные); по положению относительно земной поверхности (открытые, подземные); по положению в пространстве (вертикальные, наклонные, горизонтальные).
К разведочным горным выработкам относятся траншеи, шурфы, штольни, буровые скважины, разведочные квершлаги, штреки, уклоны, орты, гезенки и др. Целью проведения разведочных выработок является определение контуров месторождения полезного ископаемого или определенной его части, числа пластов, установление элементов и условий залегания полезного ископаемого, его качества и запасов и т. п., а также получение сведений о возможности и целесообразности промышленной разработки месторождения.
Большинство разведочных выработок по условиям их проведения, крепления и некоторым другим параметрам в принципе не отличается от соответствующих эксплуатационных выработок.
Эксплуатационные горные выработки — выработки, необходимые для разработки месторождения. Необходимо сказать, что эксплуатационные выработки кроме своего основного назначения выполняют функции детальной разведки, уточняя и дополняя горно-геологическую характеристику разрабатываемого месторождения.
К открытым горным выработкам относятся траншеи (разведочные, въездные, пионерные, водоспускные и др.), экскаваторные заходки на угольных разрезах, нагорные канавы, дорожные выемки, канавы-лотки для пропуска весенних и паводковых вод, котлованы и обвалования для создания отстойников и емкостей для воды.
Подземные эксплуатационные выработки делятся на вскрывающие, подготовительные и очистные. К вскрывающим горным выработкам относятся основные выработки, вскрывающие запасы в шахтном поле (стволы, штольни, главные квершлаги).
Подготовительные выработки — выработки, проводимые при подготовке отдельных частей шахтного поля к очистной выемке. По назначению они подразделяются на выработки главных или основных направлений (этажные квершлаги, основные и полевые штреки, участковые бремсберги и уклоны) и прочие подготовительные выработки.
Очистными называют выработки, служащие для непосредственной выемки полезного ископаемого.
Если мысленно разрезать горную выработку плоскостью, перпендикулярной к ее продольной оси, получим поперечное сечение горной выработки. Формы поперечного сечения выработок бывают круглыми, квадратными* прямоугольными, арочными (сводчатыми) и др. Выбор формы поперечного сечения зависит от горно-геологических условий, назначения выработки, материала крепи, срока службы и некоторых других факторов.
Нижнюю часть периметра поперечного сечения горизонтальных и наклонных выработок принято называть почвой выработки, верхнюю — кровлей выработки, боковые стороны — боками выработки. В вертикальных и крутонаклонных выработках, пройденных по пласту, вместо терминов «почва» и «кровля» нередко употребляют выражения «лежачий бок» и «висячий бок» соответственно.
Место, откуда начиналось проведение данной выработки, называется ее устьем. Бывают исключения из этого правила, главным образом при проведении уклонов и бремсбергов снизу вверх. Устьем таких выработок считается место, где они соединяются с вышерасположенной горизонтальной выработкой, чаще всего штреком.
Забоем выработки называют место разрушения массива горных пород. Примыкающая к забою часть выработки, где непосредственно ведутся работы по ее проведению, представляет собой призабойное пространство. Место соединения нескольких выработок (чаще двух, реже трех) называют сопряжением горных выработок.
Расположение горных выработок в пространстве, их названия и назначение рассмотрим применительно.
9. Взаимное расположение и конструкции скважинных зарядов ВВ
Конструктивно скважинный заряд ВВ может быть сплошным или рассредоточенным (рис. 9.2). У последнего основной заряд расположен в нижней части, а один-два дополнительных заряда – в средней и верхней частях скважины, что позволяет уменьшить размеры зоны нерегулируемого дробления и выход негабаритных кусков, особенно в крупноблочных породах.
Рисунок 9.2 Конструкции скважинных зарядов: а – сплошной колонковый; б – рассредоточенный инертной забойкой; в – рассредоточенный воздушным промежутком; 1 и 2 – основной и вспомогательные заряды ВВ соответственно; 3 – забойка; 4 – воздушный промежуток.
К основным параметрам скважин относятся глубина, диаметр и угол наклона скважины. От этих параметров, а также от типа и плотности ВВ, размеров сетки скважин на уступе и порядка взрывания зависит масса заряда, вместимость одного метра скважины, выход взорванной породы с 1 м скважины и конструкции заряда.
11. Стадии разработки месторождения
При разработке месторождений подземным способом выделяют три основные стадии работ: вскрытие, подготовку и очистную выемку, которые в период строительства горного предприятия выполняются последовательно, а затем в процессе эксплуатации совмещаются.
12. Особенности скважинной отбойки руды в зажиме
Ее преимущества :
1. Снижение выхода крупных кусков при отбойке, что интенсифицирует выпуск и доставку руды в 1,5—2 раза.
2. Не надо предварительно образовывать открытое пространство, что повышает устойчивость массива и позволяет вести выемку в одну стадию с однотипной технологией.
3. Появляется возможность: магазинировать руду при отбойке не только горизонтальными, но и вертикальными слоями; выпускать руду непосредственно в буровую выработку (так называемый торцовый выпуск), что исключает необходимость проведения специальных выпускных выработок.
Недостатки: затруднения при выпуске первых доз уплотненной взрывом руды (зависания руды над выпускными отверстиями); выброс руды в буровые выработки или некоторое усложнение схем подготовки блока во избежание выброса.
13-Штанговое бурение — основной способ бурения скважин уменьшенного диаметра. Перфораторы применяют тяжелые, в основном с независимым вращением бура.
Из отечественных образцов машин для бурения скважин диаметром 50—70 мм и глубиной до 30 м в любом направлении по породам и рудам крепким и средней крепости используются преимущественно машины вращательно-ударного действия БУ-70У, СБУ-3к, КБУ-50М. Производительность машин КБУ-50 при бурении коронкой диаметром 56 мм по породам с коэффициентом крепости 12—14 составляет 50—60 м/смену. Для бурения веерных и параллельных скважин по породам крепким и средней крепости применяют некоторые из самоходных шахтных буровых установок, используемых и для бурения шпуров.
Производительность перфоратора (в относительных единицах) с независимым вращением бура при различной глубине и различных диаметрах характеризуется следующими величинами:
- при диаметре 50, 60, 75 и 85 мм — соответственно 1,3; 1,0; 0,75 и 0,6;
- при глубине до 10, 15 20 и 50 м — соответственно 1,2; 1,0; 0,8 и 0,7.
Ha рудниках России используются также зарубежные самоходные буровые установки.
Для бурения скважин диаметром 51—70 мм на подземных рудниках США, Канады, Швеции, Австралии и других стран наиболее широко применяют мощные колонковые перфораторы с энергией удара до 260 Дж и диаметром поршня до 130 мм. Перфораторы (один, два или, реже, три) монтируются на манипуляторах самоходных пневмоколесных буровых установок (табл. IV.5). Производительность установки до 300—500 м/смену или 1000—2000 т/смену.
Один рабочий обслуживает одну установку, поскольку не все вспомогательные работы автоматизированы: обслуживание двухперфораторной (и, тем более, трехперфораторной) установки требует напряженного труда.
В отношении использования гидравлических перфораторов для скважин диаметром 50—100 мм и автоматизации управления буровым оборудованием к бурению скважин относится все то, что сказано об этом выше применительно к бурению шпуров.
14-Бурение погружными пневмоударниками. Так называют бурение, при котором в скважину вводится только ударный механизм, а вращатель устанавливается около устья скважины. Этим устранен недостаток перфораторного (штангового) бурения скважин — поглощение силы удара инерцией колонки штанг. Способ предложен С.П. Юшко в 1949—1951 гг.
Основной объем бурения скважин на отечественных рудниках производят с помощью погружных пневмоударников станками HKP-100м (табл. IV.6), диаметр скважин 105—110 мм, И станками ЛПС-3, диаметр 150 мм. Выпускаются пневмоударники ПБ-85 для бурения скважин диаметром 85 мм (при диаметре менее 75—80 мм значительно уменьшается энергия единичного удара, а многопоршневые конструкции создать затруднительно).
Отечественные станки с погружными пневмоударниками в основном смонтированы на распорных колонках, вращатель пневматический. Создан самоходный буровой станок НKP-80 на пневмоколесном ходу конструкции ПИГРИ.
Производительность станков при бурении скважин диаметром 100 мм в направлении от вертикального вниз до наклонного вверх с углом наклона не более 30° на глубину до 50 м по породам с коэффициентом крепости 4—6, 10—14 и 19—20 составляет соответственно 40, 15 и 5 м/смену.
Увеличение глубины скважины снижает скорость бурения в связи с рост ом продолжительности спуско-подъемных операций, повышением затрат энергии на преодоление трения штанг о стенки скважин, а при бурении вверх снижает давление инструмента зa забой, что снижает скорость, например, на 20—40 % при глубине до 40—50 м.
Для современных конструкций пневмоударников оптимальное давление сжатого воздуха 0,5—0,7 МПа, так как при большем давлении учащаются поломки инструмента.
Пути повышения производительности бурения: улучшение качества металлов и твердого сплава, а также технологии изготовления машин и инструментов; высокая механизация и автоматизация вспомогательных операций, которые занимают 20—40 % общего времени работы; широкое применение самоходных пневмоколесных кареток.
Буровые камеры для бурения горизонтальных скважин станками ПКР-100м должны быть высотой не менее 2 M1 шириной 3—3,5 м, а длиной не менее 2,5 м. При бурении восходящих или нисходящих скважин высота буровой камеры (бурового штрека, орта) должна быть 3—3,5 м, ширина — не менее 2,5 м. Перед началом работы маркшейдер согласно паспорту буровзрывных работ определяет в забое места устьев скважин н основную линию для отсчета углов в горизонтальной плоскости. Углы в вертикальной плоскости устанавливаются обычно с помощью угломера бурильщиком по заданным величинам.
Для уменьшения отклонения скважин от проектного направления распорная колонка станка должна точно устанавливаться вертикально в обеих взаимно перпендикулярных плоскостях с помощью отвеса и горного компаса. Разрабатываются технические средства повышения точности бурения.
Два человека обслуживают обычно два или три станка и лишь в виде исключения — один станок, если он работает в удаленном забое.
Погружные пневмоударники применяют главным образом в крепких породах при глубине скважин более 10—12 м (при меньшей глубине эффективнее штанговое бурение).
На зарубежных рудниках применяют станки для бурения погружными пневмоударниками взрывных и вспомогательных скважин диаметром 80—200 мм и глубиной до 150 м. Как правило, станки самоходные на гусеницах с дизельным или электрическим приводом хода и гидроприводом для вращения бурового става.
На отечественных рудниках испытываются пневмоударные расширители PC скважины диаметром 105 мм до 212, 250, 320 мм (конструкция ИГД CO АН СССР). Испытывается также плазменное расширение скважин, — достигнуто увеличение объема скважин диаметром 100 мм в 4—9 раз за счет создания котловой полости или увеличения диаметра.
15-Шарошечное бурение скважин заимствовано из нефтяной промышленности. Для подземной отбойки руд использовать его предложил И.М. Бирюков в 1949 г. В отличие от нефтяной, в горнорудной промышленности применяются меньшие диаметры скважин и промывочная вода (вместо глинистых растворов), а шарошечные долота армируются твердым сплавом.
Наиболее распространен станок БШ-145 института Гипромашобогащение.
Глубина скважин достигает 50—60 м, а в опытном порядке до 100 м (при диаметре 145 и 214 мм). При максимальной глубине искривление скважин составляет 2—2,5 м. Для бурения нисходящих скважин рудники вносят в станок конструктивные изменения, скорость бурения нисходящих скважин снижается на 15—20 % в связи с худшей очисткой забоя скважины от продуктов разрушения пород.
Шарошечные станки серийного выпуска переносные, применяются для бурения глубоких скважин диаметром 150 мм, преимущественно в очень крепких породах.
Каждый шарошечный станок обслуживается двумя рабочими, два станка — тремя рабочими.
С 1984 г. планируется выпуск гусеничного самоходного станка БШ-200С для бурения скважин диаметром 200—250 мм и глубиной 50—80 м. При испытаниях производительность станка составила 15 м/смену, что по объему отбойки в 5—6 раз выше против диаметра скважин 105 мм.
Преимущества шарошечного бурения по сравнению с погружными пневмоударниками:
- меньше запыленность атмосферы и меньше шум при работе станка;
- более высокая (в 2—3 раза) производительность станка по очень крепким породам;
- меньший износ долот по диаметру и более высокая стойкость их;
- меньшая стоимость бурения на 1 м3 отбитой руды.
Преимущества бурения скважин погружными пневмоударниками по сравнению с шарошечным бурением (переносными станками в обоих случаях):
- более легкое и транспортабельное оборудование;
- меньшее число обслуживающих рабочих;
- более широкая область возможного применения, включая залежи ограниченной мощности с неправильным залеганием, где приемлемый диаметр скважин не превышает 110 мм.
В силу указанной сравнительной оценки бурение погружными пневмоударниками распространено значительно шире шарошечного, Безусловные преимущества оно имеет на подэтажах, когда доставка станка к месту работ затруднена, а также при бурении параллельных и одиночных скважин, требующем частых передвижек станка. Шарошечное бурение диаметром 150 мм конкурентоспособно при бурении вееров скважин в весьма крепких рудах.
Недостатки
Имеется и ряд недостатков, среди которых следует выделить следующие:
Меньшая глубина бурения, чем в стационарных установках. Мощности для твердых пород обычно недостаточно, что ограничивает возможность использования. Подобные установки лучше всего подходят для мягких и средней твердости грунтов. Необходимо, чтобы был подъезд для техники. В некоторой местности это невозможно.
17 Дробление негабаритных кусков руды
При взрывной отбойке руды не удается избежать выхода негабаритных кусков. Поэтому очистная выемка обычно сопровождается вторичным дроблением негабарита. Под вторичным дроблением понимают разрушение (измельчение) крупных (негабаритных) кусков руды или породы на более мелкие части (сюда не относят дробление руды вне очистного блока в общешахтных дробильных установках) Вторичное дробление осуществляют либо в очистном пространстве, если там работают люди, либо в выпускных, погрузочных или доставочных выработках.
Существует несколько способов вторичного дробления: взрывное и механическое.
Взрывное дробление негабарита делится на:
Дробление с помощью детонирующего шнура
дробление накладными зарядами ВВ и кумулятивными зарядами
дробление зарядами, размещенными в заранее пробуренных шпурах.
Механическое дробление негабарита делится на:
дробление стационарными дробильными установками и комплексами; ручное дробление кувалдой (в настоящее время практически не применяется).
Наиболее часто применяют взрывное дробление негабарита. При дроблении накладными зарядами их кладут на кусок негабарита и присыпают сверху забойкой (глиной с песком или мелкой породой) (рис. 9.34.). При дроблении детонирующим шнуром им опоясывают крупные куски руды. При взрывании накладных зарядов образуются мелкие осколки, которые могут повредить крепь, оборудование, кабели или трубы. Расход ВВ составляет при этом до 1,5-2 кг на 1 м3 негабарита.
Вторичное дробление при очистной выемке на рудниках осуществляют главным образом взрывным способом (в основном с использованием накладных зарядов) что объясняется преобладанием крепких руд.
18 Деление рудных месторождений по форме, мощности и углу падения
По форме рудные тела подразделяют на
Пластовые-имеют осадочное происхождение и отличающиеся значительной площадью и небольшой выдержанной мощностью (к ним относятся марганцевые руды Чиатурского и Никопольского месторождений, калийные соли в районе Солигорска в Белоруссии, золотосодержащие россыпи Якутии и Дальнего Востока, гипсовое месторождение в Новомосковске) и многие другие;
Пластообразные-отличающиеся от пластов менее выдержанной формой при сравнительно плавном изменении мощности и угла падения; залегают обычно согласно с вмещающими породами (примерами являются железорудные залежи Криворожского бассейна и медистые песчаники Джезказгана);
Линзообразные-в сечении напоминают линзы (из таких рудных тел состоят многие полиметаллические месторождения Рудного Алтая в Восточном Казахстане, Уральские медноколчеданные месторождения и ряд других);
трубы (трубки)- прорывы земной коры расплавленной магмой, с которой связана последующая рудная минерализация (кимберлитовые месторождения Якутии, Архангельской обл., ЮАР, Австралии и Канады)
массивные-(изометрические) рудные тела неправильной формы имеют самые различные размеры и резко бессистемно изменяющиеся элементы залегания. К массивным рудным телам относятся: штокверки, штоки и рудные гнезда
>штокверки-оруденелые массивы, состоящие из густой сети различно ориентированных рудных прожилков и линзочек, сконцентрированных в некотором объеме породы.
Штоки-оруденелые массивы пород неправильной формы и очень больших размеров, примерно одинаковых по всем направлениям.
рудные гнезда- скопление оруденений небольших размеров (примером штока является Коунрадское медное месторождение, а рудные гнезда составляют Хайдарканское ртутное месторождение).
Элементы залегания рудных тел (мощность и угол падения) разнообразны.
рудные тела принято классифицировать на:
| маломощные (мощностью от 0,8 до 4 5 м), при отработке которых возможно применение распорной крепи и не используется скважинная отбойка | |
| средней мощности (от 5 до 15 м), при отработке которых очистные блоки (камеры) располагают длинной стороной по простиранию залежи (разработка по простиранию | |
| мощные (мощностью от 15 до 60 м), при отработке которых очистные блоки располагают длинной стороной вкрест простирания залежи (разработка вкрест простирания | |
| весьма мощные (мощностью более 60 м), при отработке которых, если они крутые, этаж разделяют на очистные блоки не только по простиранию, но и вкрест простирания, а если они пологие, то производят разделение залежи на этажи | |
| По углу падения рудные тела разделяют на | |
| горизонтальные (с углом падения 3) что делает возможной рельсовую откатку по подошве залежи | |
| пологие (с углом падения от 3 до 20)разрабатываемые обычно без разделения на этажи с расположенным в породах лежачего бока концентрационным горизонтом, по которому производится откатка руды | |
наклонные (с углом падения от 20 до 55), разрабатываемые с разделением по падению на этажи, но отличающиеся тем, что наклон лежачего бока недостаточен для скатывания по нему отбитой руды п Наши рекомендации |