Содержание к диссертации
Введение
1. Состояние решения проблемы разрушения скальных пород при разнотипных открытых горных работах 13
1.1. Основные исходные положения 13
1.2. Обзор производственных методов и проектных решений взрывного разрушения горных пород 14
1.3. Состояние внедрения циклично-поточной технологии, включая методы снижения выхода негабарита 15
1.4. Применяемые и рекомендуемые технологии осуществления 26
буровзрывных работ под укрытиями
1.5. Состояние применения самоходных дробилок для внутрикарьерного
дробления скальных горных пород 28
1.6. Объект, предмет, цель, задачи и методы исследований 29
2. Исследование и разработка рациональных технических средств и технологических методов рассредоточения скважинных зарядов ВВ... 33
2.1. Роль воздушных промежутков в процессе разрушения горных пород 33
2.2. Оценка современного состояния взрывных работ с воздушными промежутками 40
2.3. Установление материальных средств и методов формирования воздушных промежутков в сухих взрывных скважинах 49
2.4. Средства и методы создания воздушных промежутков в обводненных скважинах 78
2.5. Выводы 100
3. Установление влияния забойки взрывных скважин на эффективность и безопасность взрывных работ 103
3.1. Роль забойки взрывных скважин 103
3.2. Анализ технологических и конструктивных решений по забойкам скважинных зарядов ВВ 113
3.3. Исследование работы бетонных забоек скважинных зарядов ВВ 115
3.4. Установление работоспособности распорных забоек 129
3.5. Выявление работоспособности комбинированных забоек 141
3.6. Выводы 164
4. Исследование локализации массовых взрывов 166
4.1. Оценка современного состояния взрывных работ под укрытием 166
4.2. Определение работоспособности локализаторов взрыва из упругих элементов при взрывании одиночных скважин 179
4.3. Экспериментальные исследования работы локализаторов взрыва отдельных скважин 185
4.4. Установление работоспособности газопроницаемого укрытия из упругих элементов 193
4.5. Определение сил натяжения соединительных элементов укрытий 201
4.6. Разработка методики расчета параметров газопроницаемого эластичного укрытия из упругих элементов
4.7. Выводы 226
5. Обоснование рационального типа дробилок для внутрикарьерного дробления горной массы и их главных параметров
5.1. Исходные положения 228
5.2. Определение рационального режима эксплуатации дробилок при внутрикарьерном дроблении горной массы 23 8
5.3. Установление возможности уменьшения высоты камеры дробления применяемых щековых дробилок 243
5.4. Определение рациональных параметров дробилки со ступенчатой камерой дробления и с верхним подвесом подвижной щеки 247
5.5. Установление производительности дробилки для внутрикарьерного дробления горной массы 255
5.6. Определение рациональных параметров дробилки со ступенчатой камерой дробления и с нижним подвесом подвижной щеки 258
5.7. Выводы 265
6. Усовершенствования технологических методов разрушения скальных пород при разнотипных и разномасштабных открытых горных работах и оценка их эффективности 267
6.1. Обоснование циклично-поточной технологии горных работ на карьерах с безразлетным рыхлением скальных горных пород 267
6.2. Обоснование малозатратной безопасной технологии проведения взрывных работ в стесненных условиях автодорожного строительства 279
6.3. Усовершенствование методов взрывных работ при строительстве железных дорог в условиях их развития 284
6.4. Оценка экологической эффективности рациональной технологии рыхления горных пород
6.5. Экономическое обоснование рациональной технологии с укрытием взрываемых блоков на карьерах 293
6.6. Выводы 300
Заключение 301
Библиографический список
- Состояние внедрения циклично-поточной технологии, включая методы снижения выхода негабарита
- Оценка современного состояния взрывных работ с воздушными промежутками
- Исследование работы бетонных забоек скважинных зарядов ВВ
- Усовершенствование методов взрывных работ при строительстве железных дорог в условиях их развития
Введение к работе
Актуальность проблемы. Экономическое развитие России непосредственно связано с добычей и переработкой богатейших запасов твердых полезных ископаемых и в значительной мере предопределяется эффективностью открытого способа добычи. Для скальных горных пород практически единственным высокоэффективным универсальным способом подготовки к выемке является разрушение породы энергией взрыва. Взрывные работы отличаются быстротой и различными масштабами исполнения, поэтому широко применяются при разнотипных открытых горных работах не только в горной промышленности, но и во многих отраслях народного хозяйства, технологически связанных с разрушением горных пород: при строительстве и прокладке автомобильных и железных дорог и различных сооружений. Развитие открытых горных работ и повышение их эффективности связано с комплексом исследований, направленных на разработку технологий рыхления полускальных и скальных горных пород с наименьшими затратами и минимальным негативным воздействием на окружающую среду.
Изменение механизма передачи энергии взрыва окружающей твердой среде, которое приводит к значительному увеличению полезной работы взрыва (без повышения удельного расхода взрывчатых веществ (ВВ) возможно благодаря перераспределению его энергии применением для дробления горных пород скважинных зарядов с воздушными промежутками и забоек с повышенной запирающей способностью. Испытания на протяжении почти 40 лет практически во всех горнотехнических условиях наряду с высокой эффективностью показали несовершенство и низкую технологичность способов разделения зарядов на части. Также в настоящее время не решен вопрос создания эффективных забоек с повышенной запирающей способностью.
На карьерах применение прогрессивной циклично-поточной технологии (ЦПТ) ограничивает необходимость проведения массовых взрывов, требующих значительных затрат времени и труда на проведение подготовительно-вспомогательных работ. При строительстве автомобильных дорог взрывные работы затруднены стесненными условиями, когда в непосредственной близости от места проведения взрывных работ находятся действующие или строящиеся промышленные здания и сооружения, жилые дома и другие объекты. При строительстве железных дорог в условиях развития (вторые пути и пр.) для проведения буровзрывных работ выделяются специальные «окна», представляющие собой короткий промежуток времени между движением поездов по участку, на котором производятся работы. Все это требует организовать буровзрывные работы так же, как и все остальные технологические процессы – вести их без простоев.
Для подготовки горной массы к транспортированию ленточными конвейерами в настоящее время используются перегрузочные системы с дробилками крупного дробления, которые в недостаточной степени отвечают предъявляемым к ним требованиям. Необходима дробилка крупного дробления, которая имела бы сравнительно небольшие массу и высоту, обладала достаточной производительностью и не переизмельчала материал.
Научно-техническому обоснованию рациональных методов разрушения скальных пород при разнотипных открытых горных работах с разрабатываемыми уступами высотой до 15 м и посвящена настоящая диссертационная работа.
Работа основана на результатах НИОКР, выполненных в Тихоокеанском государственном университете по гранту для государственных нужд Хабаровского края, а также по прямым хоздоговорам с ОАО «Корфовский каменный карьер» (Хабаровск), ОАО «Амурвзрывпром» (Хабаровск) в 1989-2009 г.г. при непосредственном участии автора.
Цель работы – научно обосновать и разработать рациональные средства, методы и параметры взрывного рыхления скальных горных пород при разнотипных открытых горных работах.
Основная идея работы заключается в том, что поставленная цель может быть достигнута эффективным безразлетным взрыванием скальных горных пород на основе сочетания рассредоточенных скважинных зарядов взрывчатых веществ, эффективных забоек с локализацией массовых взрывов, а также последующим дроблением взорванной горной массы.
Объект исследований – процессы разрушения скальных пород при разнотипных открытых горных работах.
Предмет исследований –методы и средства разрушения скальных пород при осуществлении разнотипных открытых горных работ.
.Задачи исследования:
1. Теоретически и экспериментально обосновать технические средства и технологические методы рассредоточения скважинных зарядов ВВ во взрывных скважинах при различных условиях работы.
2. Установить область эффективного применения и параметры забоек скважин в зависимости от формы и нарушенности стенок взрывных скважин.
3. Научно обосновать и разработать технологию локализации массовых взрывов при разнотипных открытых горных работах.
4. Аналитически и экспериментально обосновать параметры дробилки со ступенчатой камерой дробления для внутрикарьерного дробления, отвечающей требованиям применения непрерывного транспорта.
5. Обосновать и разработать рациональные технологии проведения взрывных работ в стесненных условиях на базе безразлетного и качественного рыхления скальных горных пород.
Методы исследований. В процессе выполнения исследований использован комплекс методов, включающий: анализ и обобщение литературных и производственных данных о применяемых методах разрушения горных пород; теоретические и экспериментальные исследования; математическое и физическое моделирование; лабораторные, полигонные и промышленные испытания рациональных технических средств и методов; технико-экономическая и экологическая оценка результатов исследований, разработок и рекомендаций.
Основные научные положения, представляемые к защите:
1. Повышение энергетической и экономической эффективности взрывного разрушения скальных горных пород в массиве обеспечивается использованием в комплексе рациональных технических средств и организационно-технологических методов, теоретически и экспериментально обоснованных и апробированных в производственных условиях:
- рациональные конструкции скважинных зарядов ВВ, формируемых с пассивными и активными газовыми промежутками, установление и параметры которых предопределяются прочностью и структурой горных пород, степенью обводненности скважин и их глубиной;
- эффективные забойки взрывных скважин, обеспечивающие надежное сцепление забойки со стенками скважин и прочность материала забойки при взрывном разрушении трещиноватых горных пород.
2. Социально- и экологически безопасное взрывное разрушение горных пород осуществляемое, прежде всего, в производственно стесненных условиях карьерного и дорожного строительства, достигается безразлетным взрыванием, производимым под квазиэластичным газопроницаемым пыле-газосдерживаю-щим укрытием.
3. Повышение эффективности механического разрушения взорванной горной массы, осуществляемого на заключительной внутрикарьерной технологической стадии подготовки горной массы к погрузке, транспортированию и переработке, обеспечивается на базе аналитически обоснованного конструктивного совершенствования широко применяемых щековых дробилок, заключающегося, в оборудовании их ступенчатой камерой дробления. В таком конструктивном усовершенствовании данный тип дробилки может послужить основой для создания самоходного дробильного агрегата крупного дробления.
4. Предметное решение проблемы существенного повышения эффективности и безопасности разрушения скальных горных пород при производстве разнотипных открытых горных работ, в целом, достигается на основе научного обоснования, разработки и практической апробации системы рациональных технических средств, технологических методов и параметров взрывного разрушения горных пород в массиве и внутрикарьерного механического дробления взорванной горной массы.
Научная новизна работы заключается в следующем:
1. Установлены закономерности взаимодействия забоек со стенками взрывных скважин в зависимости от их формы и нарушенности стенок.
2. Теоретически и экспериментально обоснованы технические средства и технологические методы рассредоточения скважинных зарядов ВВ во взрывных скважинах при различных условиях работы.
3. Разработаны математические модели комбинированного способа рассредоточения заряда ВВ пенополистиролом и функционирования активного (газогенерирующего) устройства для рассредоточения зарядов ВВ и взаимодействия газопроницаемого укрытия с взрываемым массивом горных пород.
4. Установлены область эффективного применения и параметры комбинированных забоек скважин в зависимости от формы и нарушенности стенок взрывных скважин.
5. Научно обоснованы и разработаны методы локализации массовых взрывов при разнотипных открытых горных работах.
6. Аналитически и экспериментально обоснованы параметры дробилки со ступенчатой камерой дробления для внутрикарьерного дробления, отвечающей требованиям применения непрерывного транспорта.
Достоверность научных положений, выводов и рекомендаций обеспечена использованием апробированных методов моделирования, теорий динамики сплошной среды и гидрогазодинамики, результатами проведенных численных и инструментальных исследований, выполненных в лабораторных, полигонных и производственных условиях, сходимостью их результатов, реализацией ряда разработок на горных предприятиях с экономическим эффектом, апробацией результатов на международных конференциях, симпозиумах, признанием приоритета работ патентами Российской Федерации.
Практическая значимость работы заключается в том, что полученные результаты исследований, обоснований и апробаций позволяют решить в едином комплексе ряд сложных и актуальных для горной промышленности задач:
- повысить использование энергии взрыва для разрушения скальных горных пород и снизить расход ВВ рассредоточением зарядов ВВ газовыми промежутками независимо от гидротехнических и горно-геологических условий. Увеличить степень дробления горной породы за счет более полного использования энергии взрыва установкой коротких запирающих забоек различной конструкции, зависящей от горно-геологических условий;
- обеспечить социально и экологически безопасное взрывное разрушение горных пород в производственно стесненных условиях карьерного и дорожного строительства, на основе безразлетного взрывания под газопроницаемым пыле-газосдерживающим укрытием;
- обеспечить эффективное внутрикарьерное дробление горной массы применением самоходного дробильного агрегата крупного дробления с щековой дробилкой со ступенчатой камерой дробления;
- реализовать рациональные средства и методы разрушения скальных горных пород, обеспечивающие повышение их дробления и сокращение трудоемкости подготовительно-восстановительных работ. Это достигается рассредоточением воздушными промежутками зарядов ВВ и использованием надежных забоек взрывных скважин, расположенных под газопроницаемым укрытием.
Реализация результатов работы. Основные результаты исследований по совершенствованию параметров буровзрывных работ внедрены на объектах, обслуживаемых ОАО «Амурвзрывпром» в 2005–2009 гг. В частности, на ОАО «Корфовский каменный карьер», при строительстве федеральной автомобильной дороги «Амур», в карьере Теплоозерского цементного завода.
Личный вклад автора. Автору принадлежат постановка проблемы и задач исследований, разработка методик экспериментальных и теоретических исследований, их анализ и обобщение. В решении отдельных задач, проведении полигонных и промышленных экспериментальных исследований и внедрении полученных автором результатов участвовали коллеги автора из ГОУ ВПО «Тихоокеанский государственный университет», ОАО «Амурвзрывпром», ОАО «Корфовский каменный карьер». Есть совместные публикации, патенты РФ на изобретения, ссылки на которые приведены в диссертации.
Апробация результатов работы. Основные положения диссертации доложены и одобрены на научных симпозиумах «Неделя горняка – 2005–2009»
(Москва), на Пятой международной научной конференции «Физические проблемы разрушения горных пород» (Санкт-Петербург, 2006), на Международных научно-технических конференциях «Чтения памяти В. Р. Кубачека»
(Екатеринбург, 2005, 2008), на Республиканской научно-технической конференции «Вопросы создания и внедрения новых конструкций и технологий СДМ» (Вильнюс, 1989), на III Региональной научно-практической конференции «Обеспечение качества дорожных работ в соответствии с современными нормами, новыми материалами и технологиями в условиях Дальнего Востока и проблемы поддержания сети дорог в нормативном транспортно-эксплуатационном состоянии» (Хабаровск, 2007), на Международной научно-технической конференции «Интерстроймех – 2005» (Тюмень, 2005), на Международной научно-практической конференции «Проблемы комплексного освоения минерального сырья Дальнего Востока» (Хабаровск, 2005), на Международной научной конференции «Проблемы комплексного освоения георесурсов» (Хабаровск, 2007, 2009). На XII Международной выставке-конгрессе «Высокие технологии. Инновации. Инвестиции» (Санкт-Петербург, 2007) работа удостоена диплома в номинации «Лучший инновационный проект в области производственных технологий». На XV Международной выставке-конгрессе «Высокие технологии. Инновации. Инвестиции» (Санкт-Петербург, 2009) работа удостоена золотой медали.
Публикации. Основное содержание диссертации отражено в 104 опубликованных работах, включая две монографии, 30 статей, в том числе 21 статья в журналах и изданиях, включенных в Перечень, определенный ВАК, и 72 авторских свидетельства и патента на изобретения.
Объем и структура диссертации. Диссертация состоит из введения, 6 разделов, заключения, списка использованных источников из 265 наименований и приложений с актами испытаний и внедрения результатов работы. Основной текст изложен на 329 страницах машинописного текста и иллюстрирован 142 рисунками и 9 таблицами.
Автор весьма признателен научному консультанту доктору технических наук профессору Е. Б. Шевкуну за ценные советы и замечания, Заслуженному деятелю науки РФ, доктору технических наук профессору Г. В. Секисову, осуществлявшему консультирование на завершающем этапе моей работы над диссертацией, а также докторам технических наук С. Д. Викторову, Ю. П. Галченко, и И. Ю. Рассказову за полезные советы в ходе работы над диссертацией.
Состояние внедрения циклично-поточной технологии, включая методы снижения выхода негабарита
Анализ современного состояния разработки месторождений открытым способом в станах СНГ убедительно свидетельствует о резком увеличении, глубины действующих карьеров. В течение последних 35...40 лет карьеры большинства горнообогатительных комбинатов (ГОКов) интенсивно развивались вширь и вглубь, сохранение этой тенденции уже в ближайшие годы.приведет к тому, что эксплуатационная глубина: карьеров будет приближаться к отметке; 800і м и даже превышать
С увеличением глубины карьера ухудшаются технико-экономические показатели работы, в основном за счет снижения производительности основного горнотранспортного оборудования [9], поскольку расходы на перемещение горной массы в общей себестоимости добычи полезных ископаемых достигают 70%, при этом производительность карьера и темп углубления горных работ снижаются. .
Достижение и надежное поддержание проектной производительности карьера по горной массе в значительной степени определяется решениями по системе разработки и транспортной схеме карьера. Так, еще в середине 70-х годов прошлого столетия, при проектировании IV очереди расширения и реконструкции Ковдорскогр ГОКа было принято решение о поэтапном переходе основного карьера на комбинированную автомобильно-конвейерную, систему транспортирования горной массы, которая получила название циклично-поточной технологии [10]. Целесообразность ЦПТ была обоснована значительной проектной глубиной (более 500 . относительно ограниченными размерами в плане и округлой формой карьера, при которой применение распространенного в то время карьерного железнодорожного транспор та было практически невозможно, а расстояние транспортирования и высота подъема горной массы при только автомобильных перевозках с глубоких горизонтов существенно превышали технически и экономически допустимые пределы.
Отработка карьеров ниже отметок 300 м с помощью автотранспорта представляет собой сложную техническую и экономическую проблему. Технико-экономические расчеты показывают, что при увеличении глубины карьера до 600 м расстояние перевозок по спиральному съезду с уклоном 8 /0 увеличивается до 9-10 км, себестоимость перевозки 1 м вскрыши возрастает в 3 раза, удельный расход дизельного топлива - в 2 раза, производительность автосамосвалов снижается в 3,3 раза, а производительность труда транспортных рабочих - в 3,2 раза [11]. В настоящее время на крупных карьерах до 40 % горной массы перевозится по схемам комбинированного транспорта, что требует использования дополнительных погрузочных и транспортных средств, поскольку эти объемы дважды грузятся в транспортные средства, а также вынуждает занимать под внутрикарьерные перегрузочные склады значительные площади, требующие или дополнительного разноса бортов или консервации части запасов [12]. Поэтому необходимо совершенствование (реконструкция) транспортной системы карьера на основе глубокого ввода железнодорожного транспорта или применения крутонаклонного конвейерного подъема горной массы с глубоких горизонтов карьера.
Наилучшую организацию производства обеспечивает поточная технология добычи полезных ископаемых, отличающаяся полным совмещением во времени рабочих процессов и операций по извлечению с непрерывной выдачей полезного ископаемого в течение времени, предусмотренного экономически обоснованным режимом работы. Главный фактор, ограничивающий внедрение этой технологии - крепость горных пород [14]. Это объясняется в первую очередь тем, что рыхление прочных скальных пород в настоящее время обеспечивается только взрывом, требующим значительные затраты времени на проведение подготовительно-восстановительных работ. Дальнейшее внедрение поточной технологии - важнейшее направление повышения эффективности горного производства. Основная тенденция при отработке месторождений глубокими карьерами — применение комплексов ЦПТ. Для глубоких карьеров с большими производственными мощностями возможны значительные положительные технико-экономические эффекты при внедрении ЦПТ по сравнению с транспортированием горной массы автотранспортом. Но, в настоящее время, внутренние резервы повышения эффективности ЦПТ с конвейерами традиционного исполнения исчерпаны и наблюдается даже определенный спад. Этому способствовали большие объемы горноподготовительных работ, сроки строительства и эксплуатации стационарного дро-бильно-перегрузочного пункта, что предопределяет работу сборочного автотранспорта в нерациональных условиях, и снижает его эксплуатационные показатели и ЦПТ в целом. [15]. Негативным фактором является повышенная загазованность рабочего пространства карьера. По мере понижения горных работ проветриваемость карьера ухудшается и отработавшие газы дизельных двигателей карьерной техники (главным образом, автотранспорта) накапливаются в карьере и в определенные моменты не только превышают ПДК, но и ухудшают видимость. Поэтому, даже несмотря на применение местных и индивидуальных средств защиты для операторов техники, работающей в карьере, работы нередко останавливаются именно по причине недостаточной видимости и невозможности безопасно проводить работы в карьере. Так, простои техники на кимберлитовых карьерах Якутии достигают 1000 и более часов в год. Этот фактор негативно влияет как на экономические показатели, так и на здоровье рабочих и на окружающую среду в целом.
Обширные исследования, проведенные в направлении нормализации атмосферы карьеров [16, 17] показали, что затраты на проветривание карьеров значительны, требуют создания технически сложных и дорогостоящих вентиляционных установок, и, как правило, не оправданы экономически и требуют значительных энергетических затрат [18].
В.Л. Яковлев [19] считает, что для поддержания достигнутой эффективности открытых горных работ в глубоких карьерах необходимо увеличение угла наклона бортов карьеров в конечном положении до предельно устойчивых. Особо важно это для карьеров, разрабатывающих месторождения небольших размеров в плане и зна чительной глубины (как, например, алмазные трубки Якутии), где доля дополнительных объемов вскрышных работ за счет изменения угла наклона бортов карьера существенна и где важно изыскание систем разработки, обеспечивающих большие (20-25 вместо достигнутых 15-20) углы наклона рабочих бортов, что позволяет существенно снизить текущий коэффициент вскрыши за счет консервации части рабочих бортов, сокращения фронта работ на экскаватор, применения обоснованной доли узких площадок. В связи с этим, по его мнению, необходимо: разработать эффективные средства и способы создания благоприятных санитарно-гигиенических условий в глубоких карьерах и изыскать новые способы разрушения массива горных пород, не требующие широких рабочих площадок, так необходимых при существующих методах ведения массовых взрывов.
Известно, что транспортирование горной массы от забоя до пункта ее переработки, является наиболее дорогостоящей операцией в горном производстве. Вовлечение в переработку бедных руд вызывает необходимость увеличения производительности ГОКов, роста объемов добычных и вскрышных работ [11]. Устойчивой тенденцией разработки открытым способом относительно бедных месторождений полезных ископаемых в России и других странах СНГ является переход на большие (200 м и более) глубины карьеров [20]. В связи с этим происходят изменения традиционных технологических подходов к указанной операции, и, в частности, расширение применения ЦПТ и пересмотра привычных представлений о них, устоявшихся в отечественной горной практике [21].
С увеличением глубины карьеров усложняется вскрытие нижележащих горизонтов и возрастают объемы вскрышных работ, увеличивается число транспортных горизонтов и возрастает длина автомобильных и железных дорог. В этих условиях технический прогресс невозможен без коренного изменения технологических схем добычи, прежде всего без применения циклично-поточной технологии.
Оценка современного состояния взрывных работ с воздушными промежутками
Опыт применения скважинных зарядов, рассредоточенных воздушными промежутками, накоплен на карьерах Алтын-Топканского комбината [47]. В породах крепостью от 8 до 16 при диаметре долота 200...230 мм рассредоточивали заряд на две части, высота воздушного промежутка изменялась от 0,6 до 1,8 м (3...8 диаметров скважины). В нижнюю часть помещали 65...75 % ВВ. При рассредоточении заряда на три части в нижнюю часть помещали 50...55 %, а в верхние две части по 22...25 % ВВ. При высоте воздушного промежутка в 1,6... 1,8 м (7...8 диаметров заряда) улучшения степени дробления по сравнению со сплошными зарядами не отмечено.
В условиях Шиловского карьера Анатольевского ГОКа [48] величину воздушного промежутка при экспериментальных взрывах изменяли от 2 до 5 м при диаметре скважин 200 мм и глубине 12... 19 м. Проведенные исследования показали, что в ус ловиях карьера при высоте уступа до 10 ЛІ лучший эффект по гранулометрическому составу взорванной породы дают заряды с длиной воздушного промежутка 4...5 м. При большей высоте уступа воздушным промежутком необходимо рассредоточивать основной заряд, величина промежутка в этом случае зависит от высоты уступа. Так, на сдвоенном уступе при его высоте 17 м и сетке скважин 8x6,5 м была принята следующая конструкция зарядов: первый основной заряд ВВ массой 320...360 кг размещали в нижней части скважины, занимая ее по высоте на 5,5...6,0 м. Второй заряд массой 120 кг, высотой 2,5 м, располагали над воздушным промежутком длиной 4 м.
На карьере Сорского комбината [49] разрабатывались граниты, грано-сиениты с /= 10... 15 уступами 10 м. При заряжании с воздушными промежутками 70 % ВВ от массы заряда засыпали в нижнюю часть скважины, устанавливали воздушный промежуток длиной 1,5 м (6 диаметров скважины) и засыпали остальной заряд. Количество негабарита сократилось вдвое - с 3 до 1,5 %.
На некоторых карьерах Казахстана [50] магнетитовую руду с/= 8... 10 взрывают уступами 9... 11 м с диаметром скважин 230...240 мм. Воздушные промежутки высотой 1...3 м (4... 13 диаметров скважины) создают пробками из бумажной тары из-под ВВ при помощи шеста длиной 6 м.
Применение зарядов с воздушными промежутками длиной 2 л/ (10 диаметров скважины) настолько убедительно показали их преимущества, что карьер в короткое время осуществил полный переход на взрывы с их применением [51]. Простое рассредоточение зарядов при помощи засыпки инертного материала, как это делалось раньше, не давало эффекта, так как длина скважины, подвергаемой воздействию взрыва, не увеличивается, происходит только простое перемещение холостых участков скважины. Напротив, при заряжании скважин с устройством воздушных промежутков увеличивается длина скважины, на которую непосредственно воздействует заряд (до 60...70 %), так как взрывные газы оказывают давление на стенки скважины и на участке воздушного промежутка. Происходит перераспределение энергии взрыва. Уменьшается доля энергии, затрачиваемой на бесполезное переизмельчение породы вокруг скважины в результате бризантного действия ВВ. Каранское и Ждановское месторождения представлены средне- и крупнозернистыми гранитами с / = 12...14, с размерами естественных блоков в массиве до 3,5x2,8x1,2 м [52]. Скважины бурят диаметром 220...250 мм и 106...110 мм. При взрывании сплошными зарядами ВВ выход негабарита был до 30...40 %. С переходом на заряды с воздушными промежутками выход негабарита снизился до 15.. Л6 % и кусковатость взорванной горной массы стала более равномерной. Лучшие результаты получены при длине воздушного промежутка 1,2... 1,5 л г (5... 7 диаметров скважины).
Мокрянское месторождение представлено гранитами XII-XIV категории крепости по шкале ЕНВиР [53]. Скважины диаметром 200 мм. Только при помощи воздушных промежутков снижен выход негабарита с 35...45 % до 27 %. Наиболее эффективной оказалась следующая конструкция зарядов: при глубине скважины 21 лі нижний заряд длиной 8 м, над ним воздушный промежуток длиной 3 ж (15 диаметров скважины), затем второй заряд длиной 3 м, снова воздушный промежуток длиной 3 м и забойка 3 м. Отношение суммарной длины воздушных промежутков к суммарной длине зарядов 0,55. Выход негабарита при трехрядной сетке — 18 %.
Опыт взрывных работ с применения воздушных промежутков в наклонных скважинах приведен в работе [54]. Известняки с/= 10... 11 взрывают скважинами диаметром 106 мм при высоте уступа 20 м, четырьмя рядами наклонных скважин под углом 70...75 параллельно плоскости откоса уступа, сетка скважин 3x3,5 м. При длине воздушного промежутка 1,5 м (14 диаметров скважины) выход негабарита составил 5,7 %. При воздушном промежутке в 1 ЛІ (10 диаметров скважины) только 4,4 %, а при сплошных зарядах - 7...9 %. В породах с явно выраженным напластованием в крепких пластах должны размещаться не сплошные заряды ВВ, а рассредоточенные воздушными промежутками, поскольку вследствие интерференции волн в воздушных промежутках на местах их расположения прилегающее пространство поверхности откоса уступа сильно разрушено [55].
Имеется опыт применения зарядов с воздушными промежутками на Щучинских гранитных карьерах Казахстана, где условия ведения взрывных работ весьма сложны [56]. При/= 12... 14 граниты сильно трещиноваты. Скважины диаметром 100мм по сетке 3x3 м при высоте уступа 10... 12 м, удельный расход ВВ 0,6...0,7 кг/м , выход негабарита 25...30 %. Заряды рассредоточивали воздушными промежутками длиной 0,8... 1 м (8... 10 диаметров скважины). Дробление породы несколько улучшалось, но выход негабарита почти не уменьшился. Опытные взрывы показали, что при высоте уступа 7... 10 м достаточно рассредоточить заряд одним воздушным промежутком, основной заряд нижней части должен составлять 0,7...0,8 от расчетной массы заряда. Отношение рассредоточенной части заряда к диаметру заряда принимается в зависимости от высоты уступа от 3 до 6, с увеличением высоты уступа увеличивается соотношение. Величина воздушного промежутка определяется из соотношения длины рассредоточенной части заряда к длине воздушного промежутка, которую можно принимать в пределах от 0,3 до 1,0.
Таким образом, обширный производственный опыт рассредоточения зарядов воздушными промежутками, располагаемыми в различных частях скважины, подтверждает, что оптимальные соотношения высот воздушного промежутка и частей заряда устанавливаются с учетом горно-геологических и горнотехнических условий и определяются отдельно для каждого карьера и уточняются опытными взрывами.
Анализ существующих способов создания воздушных промежутков Разработке способов рассредоточения скважинных зарядов ВВ уделялось серьезное внимание на протяжении многих лет [33, 43, 47, 49, 55-59]. На рис. 2.1 укруп-ненно сгруппированы известные на настоящее время способы и устройства для рассредоточения скважинных зарядов. Многие из них имеют определенные недостатки [Приложение А к разделу 2]. При рассредоточении зарядов ВВ в сухих скважинах наиболее технологичным и дешевым в настоящее время является выполнение воздушного промежутка из вспененного полистирола (пенополистирола) плотностью 10... 15 кг/м , содержащего в гранулах до 98 % воздуха.
Низкая технологичность создания воздушных промежутков, незаинтересованность предприятий в экономии средств в эпоху социализма привели к постепенному затуханию интереса к этому методу. И только с переходом на рыночные отношения, появлением на горных предприятиях эффективных собственников, метод рассредоточения зарядов воздушными промежутками вновь востребован жизнью.
Большинство месторождений полезных ископаемых залегает в сложных гидрогеологических условиях. С ростом глубины ведения горных работ увеличивается доля обводненных горных пород: более половины взрываемых скважин обводнены, причем высота столба воды достигает значительных величин [62]. В таких скважинах создание воздушных промежутков существенно затрудняется.
Исследование работы бетонных забоек скважинных зарядов ВВ
Рассмотрим элементы, выполненные в форме тел вращения (рис. 2.9, а): сплюснутый эллипсоид (с осью вращения по короткой оси), вытянутый эллипсоид (с осью вращения по длинной оси), эллипсоид вращения с разной длиной полуосей длинной оси (яйцевидной формы), и шар [85]. Определим целесообразность выполнения воздушных промежутков в скважинах элементами из пенопласта в форме сплюснутых эллипсоидов вращения (сфероидов).
На рис. 2.9 видно, что есть различные варианты взаимного расположения сфероидов в скважине. Первое из вышеперечисленных требований соблюдается при условии, что 2а D, где а - половина длины сфероида по длинной оси; D - диаметр скважины.
Условию 2.1. отвечают сфероиды, у которых 2Ь 0,5D , где Ъ - половина длины сфероида по короткой оси.
Схема расположения в скважине элементов, имеющих форму сфероидов: а - схема эллипсоидов; б - в скважине правильной цилиндрической формы; в - в скважине с частично обрушенными стенками; г - в искривленной скважине
Третье условие соблюдается лишь в том случае, когда сфероиды расположены короткой осью параллельно образующей цилиндра (скважины). Однако, как видно на рис. 2.9, б, сфероиды в скважине располагаются хаотично и расстояния между центрами элементов различные, поэтому для определения высоты создаваемого такими элементами воздушного промежутка требуется делать замеры. Расстояния ме жду центрами элементов будет одинаковыми лишь в том случае, когда Ъ = а, т.е. сфероид принимает форму шара.
Таким образом, элементы сфероидной формы не отвечают второму и третьему условиям и их применение для создания воздушных промежутков во взрывных скважинах с ненарушенными стенками нецелесообразно.
Определимся с возможностью применения сфероидов для создания воздушных промежутков в скважинах, пробуренных в породах нарушенной структуры, где имеются местные разрушения стенок скважины, и диаметр скважины изменяется по высоте (рис. 2.9, в). Для таких скважин, безусловно, должно выполняться первое требование о том, что элемент свободно, не застревая, опускается в скважину.
Рассмотрим возможность выполнения второго требования - для снижения расхода пенопласта необходимо на одном уровне в скважине располагать не более одного элемента. Это требование невыполнимо, ибо размеры поперечного сечения скважины с разрушенными стенками колеблются в широких пределах и не позволяют точно определить форму, размеры и количество элементов.
Далее рассмотрим, влияет ли форма сплюснутого эллипсоида вращения на величину коэффициента заполнения скважины пенопластом. Предположим, что сфероиды укладываются упорядоченно и обеспечивают наиболее плотную упаковку (рис. 2.10, а).
Отсюда видно, что объем пустот не зависит от формы тел вращения, а максимальное значение коэффициента заполнения равно 0,52. Фактически величина К3 имеет меньшее значение, поскольку элементы в скважине укладываются не упорядочение, а хаотически. Поэтому промежутки между ними увеличиваются, т.е. увеличивается пустотность.
Таким образом, элементы из пенопласта, имеющие форму сфероида, вполне применимы для создания воздушных промежутков в скважинах, пробуренных в горных породах с нарушенной структурой и имеющих вывалы стенок скважины. Однако при этом, по мере формирования воздушного промежутка, необходимо производить замеры для определения момента достижения им заданной высоты.
Практика работы станков ударного бурения с выносными гидроударниками показывает, что при бурении скважин малого (100... 130 мм) диаметра в породах с субвертикальной трещиноватостью скважина искривляется, а при пересечении трещин с переменным направлением возникают резкие искривления, (см. рис. 2.9, г), на которых даже зависают взрывчатые вещества кусковатой формы, например, гексотал. Очевидно, что для таких скважин, как и для прямолинейных скважин цилиндрической формы, должно выполняться первое требование о том, что элемент свободно, не застревая, опускается в скважину. Но элементы сфероидной формы не отвечают второму и третьему условиям и их применение нецелесообразно для создания воздушных промежутков в искривленных взрывных скважинах с ненарушенными стенками.
Рассмотрим целесообразность выполнения воздушных промежутков элементами из пенопласта в форме вытянутых эллипсоидов вращения. На рис. 2.11 показаны различные варианты взаимного расположения в скважине вытянутых эллипсоидов вращения. Анализ показывает, что для элементов такой формы присущи те же недостатки, что и для сфероидов. Это же относится и к эллипсоидам вращения с разной длиной полуосей длинной оси (яйцевидной формы). Отсюда следует вывод, что предъявляемым требованиям к элементам в виде тел вращения для создания воздушных промежутков в цилиндрических скважинах в наибольшей степени отвечают элементы в форме шара.
Расположение в скважине элементов, имеющих форму вытянутых эллипсоидов: а - расположение элементов в лабораторном цилиндре; б — расчетная схема
Первое условие соблюдается, когда диаметр шара dm D, где dm и D — диаметры шара и скважины.
Очевидно, что наибольшие пустоты между шарами и стенками скважины будут в том случае, если в поперечном сечении скважины, проходящем через центр шара, будет располагаться не более одного шара (условие 2.1). На рис. 2.12, а показано расположение в цилиндре шаров, диаметр которых меньше радиуса цилиндра, т.е. dM 0,5 . Видно, что упаковка элементов в скважине довольно плотная, и расстояние между центрами шаров не фиксированное, т.е. второе и третье условия не соблюдаются.
Усовершенствование методов взрывных работ при строительстве железных дорог в условиях их развития
Пенополистирол производится предприятиями, изготавливающими плиты для изготовления тары, термозвукоизоляционные панели и изделия из полистиролбето-на, расположенными во многих городах страны, что дает возможность горному предприятию приобрести его готовым к применению [98]. Однако этот путь возможен лишь для тех горных предприятий, которые расположены достаточно близко к месту производства пенополистирола. Для потребителей, расположенных на удалении, а особенно тех, что доставляют технику и материалы водным или воздушным транспортом, возить вспененный полистирол, имеющий объемную плотность до 15 кг/м — это "возить воздух", и стоимость такого материала с учетом транспортных расходов будет очень высока. Поэтому для удаленных горных предприятий имеет смысл приобретать сырье - гранулированный полистирол, а его вспенивание производить самостоятельно на объекте. В этом случае следует рассматривать два варианта получения пенополистирола: использование серийно выпускаемого промышленностью оборудования или изготовление нестандартного оборудования силами самого горного предприятия или машиностроительного предприятия под заказ.
Для горных предприятий, выполняющих большие объемы взрывных работ, целесообразно приобрести серийно выпускаемое промышленностью оборудование для производства вспененного полистирола. Горные предприятия малой мощности, для которых промышленное оборудование обладает слишком высокой производительностью и значительное время будет простаивать, имеет смысл создать нестандартное оборудование на заказ или собственными силами [99, 100]. Такое оборудование просто по конструкции и представляет собой емкость, вода в которой подогревается до температуры кипения, и лопастного вала, предотвращающего спекание пенополистирола. Более подробно установка описана в Приложении В к разделу 2. Формирование газовых промежутков в обводненных скважинах
В случае невозможности осушения скважин для рассредоточения зарядов ВВ нами предложено газогенерирующее устройство [101 - 103]. Перед заряжанием обводненной скважины 1 (рис. 2.27) в нее опускают боевик 2, закрепленный на проводнике инициирующего импульса 3. Затем формируют нижнюю часть заряда ВВ 4, например, засыпкой гранулированного водостойкого ВВ типа гранулотола или гек-сотала. Возможно также применение эмульсионных ВВ в патронированном виде либо с использованием зарядной машины Формирование нижней части заряда ВВ сопровождается вытеснением воды вверх по скважине, применение гранулированных ВВ уменьшает высоту столба вытесненной воды за счет частичного поглощения ее в межгранульном пространстве, а эмульсионные ВВ вытесняют всю воду.
Рассредоточение заряда ВВ газовым промежутком: а - размещение нижней части заряда ВВ; б — размещение на нижней части заряда ВВ оболочки с утяжелителем и химическими реагентами; в - скважина с газовым промежутком перед формированием верхней части заряда; г - заряженная скважина с газовым промежутком
В столб вытесненной нижним зарядом ВВ воды опускают оболочку 5 с размещенными в ней утяжелителем 6, например один или несколько кусков горной породы, а также химическими реагентами 7, например, карбонатом кальция (известняки, мел, мрамор), карбонатом натрия (сода) или карбонатом калия (поташ) и водным раствором соляной кислоты; карбидом кальция и водой и т. п. Количество химических реагентов, необходимое для заполнения выделившимся газом оболочки объемом определяется согласно закону Авогадро. Верхний конец оболочки герметизируют.
Оболочка тонет в воде и размещается поверх нижней части заряда ВВ. По мере протекания реакции газообразования оболочка расширяется в нижней части, где размещен утяжелитель, прижимается к стенкам скважины, образовывая газовый промежуток 8 и вытесняя воду 9 вверх по-скважине по мере дальнейшего заполнения оболочки газовым агентом. После завершения реакции газообразования возникает газовый промежуток расчетной высоты и на него формируют верхнюю части заряда ВВ 10 с боевиком 11 на проводнике инициирующего импульса 12. Если уровень вытесненной воды достиг устья скважины, забойку не делают, если нет — выполняют забойку.
Высота оболочки в заряде должна быть несколько большей высоты промежутка в заряде, т. к. на оболочку будут действовать нагрузка от вышележащего заряда и забойки, и оболочка просядет. Определим величину этой просадки. Давление газа в оболочке до приложения нагрузки равно атмосферному ра. После приложения нагрузки верхнего слоя ВВ и забойки объем V0 оболочки с газом уменьшится на AV, а давление в оболочке увеличится до значения р0, равного сумме величин атмосферного давления и давления вышележащих слоев.
Похожие диссертации на Научно-техническое обоснование рациональных средств и методов разрушения скальных пород при открытых горных работах
