Содержание к диссертации
Введение
1. Состояние вопроса. Цель работы и задачи исследований 12
1.1. Горно-геологические условия Прокопьевско-Киселевского месторождения 12
1.2. Условия и проблемы отработки мощных крутопадающих пластов Кузбасса 16
1.3. Системы разработки крутых пластов 24
1.3.1. Система разработки длинными столбами по простиранию с разделением этажа на подэтажи 25
1.3.2. Системы разработку мощных крутых пластов без деления на слои 28
1.3.3. Щитовая система разработки 31
1.3.4. Система разработки крутых пластов наклонными слоями с закладкой 49
Выводы 54
Цель работы и задачи исследований 55
2. Разработка способа отработки крутых пластов и определение параметров отбойки угля при массовом взрывании скважинных зарядов 57
2.1. Разработка способа отработки крутых пластов 57
2.2. Исследование эффекта отбойки угля скважинами и совершенствование схем их расположения 68
2.2.1. Совершенствование веерных схем расположения скважин... 70
2.2.2. Параллельные и комбинированные схемы расположения скважин 77
2.3. Установление параметров зон влияния опорного давления на подготовительные выработки при разработке крутых пластов 79
Выводы 90
3. Исследование детонации скважинного заряда, разработка его конструкции и технологии заряжания 91
3.1. Определение условий неустойчивой детонации и выгорания скважинного заряда ВВ 91
3.2. Исследование детонации скважинного заряда 102
3.2.1. Методика исследования детонации скважинного заряда 102
3.2.1.1. Методика исследования детонации конструкций зарядов в открытом объеме без металлической оболочки 104
3.2.1.2. Методика исследования детонации конструкций зарядов в стальной трубе с радиальным воздушным зазором 105
3.2.1.3. Методика исследования детонации зарядов ВВ в стальной трубе с заполнением радиального зазора водой под давлением 107
3.2.2. Результаты исследований детонации скважинного заряда 110
3.2.3. Анализ результатов исследования детонации скважинного заряда в стальной трубе с заполнением радиального зазора водой
под давлением 115
3.3. Технология заряжания скважин зарядами ВВ 117
3.4. Расчет параметров зарядов при проведении подземных массовых взрывов 121
3.4.1. Выбор расстояния между скважинными зарядами 121
3.4.2. Расчет диаметра взрывных скважин 122
3.4.3. Определение максимальной длины скважин при их сближенном расноложении 123
3.4.4. Определение удельного заряда взрывных скважин 123
3.4.5. Расчет весаВВ, располагаемого в скважине 124
3.4.6. Определение расстояния от скважин до компенсационных выработок малого сечения 124
границ опасных зон при подготовке массовых взрывов 126
Выводы 128
4. Разработка комбинированного способа разупрочнения угольного пласта С02 и водой с интенсификацией процесса энергией сжатого воздуха 130
4.1. Физико-химический способ разупрочнения угля на основе использования диоксида углерода 132
4.1.1. Физико-химические свойства диоксида углерода 133
4.1.2. Особенности взаимодействия диоксида углерода с ископаемым углем 135
4.1.3. Диоксид углерода в технологических процессах горного производства 142
4.1.4. Комбинированный способ разупрочнения угольного пласта диоксидом углерода и водой с интенсификацией процесса энергией сжатого воздуха 147
4.2. Основные факторы, определяющие эффективность разрушения горного массива энергией сжатого воздуха 153
4.2.1. Энергетические факторы, определяющие верхний предел давления сжатого воздуха 153
4.2.2. Факторы силового воздействия на горный массив 155
4.3. Моделирование процесса пневмогидравлического разупрочнения массива 161
4.3.1. Методика моделирования 161
4.3.2. Метод планирования и постановка опытов и результаты моделирования 164
Выводы 171
5. Разработка комплекса оборудования для комбинированного разупрочнения угольного массива 173
5.1. Разработка газо-гидравлического устройства 173
5.1.1. Конструкция газо-гидравлического устройства 173
5.1.2. Разработка многосекционного пневмоипульсного патрона... 177 5.2. Разработка высоконапорного пневморесивера 187
5.2.1. Технические характеристики передвижного высоконапорного пневморесивера 188
5.2.2. Конструкция и принцип работы передвижного высоконапорного пневморесивера 188
5.2.3. Расчет прочности и ресурса металло-композитного баллона.. 190
5.2.4. Порядок работы 206
Выводы 209
Заключение 211
Литература
- Система разработки длинными столбами по простиранию с разделением этажа на подэтажи
- Исследование эффекта отбойки угля скважинами и совершенствование схем их расположения
- Методика исследования детонации конструкций зарядов в открытом объеме без металлической оболочки
- Диоксид углерода в технологических процессах горного производства
Введение к работе
Актуальность работы. Прокопьевско-Киселевское месторождение Кузбасса по горно-геологическим условиям, количеству и качеству коксующихся углей уникально и служит основной сырьевой базой для металлургической промышленности не только Урала и Сибири, но и всей России.
Разработка крутых и крутонаклонных угольных пластов
производится в сложных горно-геологических условиях,
характеризующихся большим диапазоном мощностей, наличием крупных синклинальных складок северо-восточного простирания, осложненных дополнительными складками и крупными дизъюнктивными и пликативными нарушениями, высокой газообильностью, склонностью угля к самовозгоранию, горным ударам и внезапным выбросам угля и газа.
На угольных шахтах Прокопьевско-Киселевского района были опробованы практически все известные в мировой практике системы и способы разработки крутых пластов, в том числе технология отработки угольных пластов столбами по падению с комплексной механизацией всех производственных процессов по добыче угля, но, несмотря на это, технико-экономические показатели добычи угля остаются низкими.
Главными и существенными ограничениями применения комплексной механизации являются разрывные нарушения. Для передвижных щитовых крепей нарушения с амплитудой смещения до 1,5 м вполне переходимы, однако для ряда других технических решений (агрегаты АЩ, АК, комплекс КПК и др.) такие смещения неприемлемы. Вследствие этого до настоящего времени выемка угля из этих пластов осуществляется буровзрывным способом (порядка 90%) с креплением очистных забоев деревянной крепью. Нагрузка на очистной забой составляет всего 100-150 т/сут, а добыча сопряжена со значительными потерями угля в недрах (30-40%).
В этой связи исследования, направленные на разработку нетрадиционных способов подземной добычи угля, в том числе и с разрушением угольного массива массовыми взрывами, которые стали составной частью технологического процесса, являются актуальными и способствуют решению задач реструктуризации угольной промышленности, связанных с обеспечением ее рентабельности.
Целью работы является разработка эффективного способа отработки мощных крутых пластов, а также определение рациональных технологических параметров предварительного разупрочнения угольного массива и производства подземных массовых взрывов.
Идея работы заключается в использовании эффекта предварительного разупрочнения угля для повышения эффективности разрушения угольного массива взрывом скважинных зарядов ВВ и управления геомеханическим состоянием массива, что обеспечивает повышение технико-экономических показателей работы очистных забоев при отработке мощных крутых пластов.
Основные задачи исследований:
Разработка способа и технологических схем отработки мощных крутых пластов и определение рациональных параметров буровзрывных работ при массовом взрывании скважинных зарядов и методов их расчета.
Установление закономерностей проявления горного давления в очистных и подготовительных выработках при нисходящем способе отработки пластов.
Установление рациональных параметров и конструкции скважинных зарядов, обеспечивающих устойчивую детонацию ВВ.
Обоснование оптимальных режимов комбинированного разупрочнения угольного пласта диоксидом углерода и водой с интенсификацией процесса энергией сжатого воздуха высокого давления.
Разработка комплекса оборудования для проведения работ по комбинированному разупрочнению угольного массива.
Научные положения, выносимые на защиту:
Разработан способ отработки крутых пластов, включающий подготовку подэтажей проведением верхних и нижних штреков, соединенных углеспускными промежуточными печами, с формированием охранных целиков, с проведением компенсационного штрека, из которого бурят скважины до верхних подэтажных штреков с последующей одновременной взрывной отбойкой угля в блоке на охранный целик с дальнейшим погашением охранного целика и выпуском угля.
Установлена зависимость размеров зоны неупругих деформаций от величины смещения пород на контуре выработки и площади поперечного сечения выработки.
Предложена номограмма для определения протяженности зоны опорного давления по простиранию пласта. Установлено, что протяженность зоны эксплуатационного опорного давления по падению пласта на 35% меньше, чем по его простиранию; при наличии остаточного опорного давления протяженность общей зоны опорного давления увеличивается в 1,6-1,8 раза.
Установлены параметры и условия устойчивой детонации удлиненных скважинных зарядов различных конструкций:
неустойчивая детонация колонковых зарядов из патронов аммонита ПЖВ-20 диаметром 36 мм, связанных в пучки по 4 шт. при длине зарядов ВВ более Юм;
устойчивая детонация монозаряда диаметром 90 мм при длине скважинных зарядов ВВ до 40 м;
5. Установлено, что комбинированное воздействия на пласт диоксида углерода под давлением 3,0 МПа, воды и энергии сжатого воздуха высокого давления 30-80 МПа приводит к снижению в 1,5-2,0 раза прочности угля, что позволяет увеличить извлечение угля из блока на 25-30% при отбойке угля длинными скважинными зарядами.
Достоверность и обоснованность научных положений, выводов и рекомендаций подтверждается:
применением апробированных натурных и лабораторных экспериментальных методов и методик; статистически обоснованным объемом испытаний;
высоким значением критериев достоверности и надежности установленных зависимостей;
положительными результатами, полученными при опытно-промышленном внедрении разработанного способа отработки крутых пластов на шахтах Кузбасса;
положительными заключениями по результатам приемочных испытаний комплекса оборудования для разупрочнения угольного массива организациями, аккредитованными Госгортехнадзором России.
Научное значение работы заключается в установлении закономерностей взрывного разрушения предварительно разупрочненного угольного массива удлиненными скважинными зарядами ВВ с обоснованием " параметров зон опорного давления, крепи подготовительных выработок и установлении размеров опорных целиков в зависимости от горно-геологических условий залегания угольного пласта.
Практическое значение работы заключается: в обосновании комплекса технических решений, направленных на разработку способа отработки крутых пластов;
в разработке методики инженерных расчетов параметров БВР при
производстве подземных массовых взрывов;
в разработке и создании комплекса оборудования для проведения работ по
предварительному разупрочнению угольного массива;
в разработке рекомендаций по параметрам крепления подготовительных
выработок.
Реализация результатов работы. Основные положения диссертационной работы вошли в следующие разработанные с участием автора нормативно-технические документы, согласованные с органами Госгортехнадзора России:
"Временные технологические схемы разработки угольных пластов Прокопьевско-Киселевского месторождения", 1998 г.
"Инструкция по безопасному применению временных технологических схем разработки угольных пластов Прокопьевско-Киселевского месторождения", 1998 г.
"Инструкция по безопасному проведению подземных массовых взрывов на шахтах ОАО УК "Прокопьевскуголь", 1999 г.
"Инструкция по разбучиванию углеспускных выработок и разбивке негабаритов взрывным способом", 1999 г.
"Мероприятия по безопасной отработке крутопадающих пластов на шахтах 000 НПО "Прокопьевскуголь", 2000 г.
Разработанный способ отработки мощных крутых пластов внедрен на угольных шахтах 000 НПО "Прокопьевскуголь" и ОАО УК "Киселевскуголь".
Апробация работы. Основные положения диссертационной работы докладывались и обсуждались на заседаниях научно-технического совета ОАО УК "Прокопьевскуголь" (1995-1999 г.г.); семинарах СФ
п ВНИМИ (199 7г.), АО "КузНИУИ" (1995-1997 г.г.) и ИГД СО РАН (1995 г.).
Публикации. По теме диссертации опубликовано самостоятельно и в соавторстве 13 работ, в том числе 1 монография, 5 отраслевых нормативных документов, 3 патента РФ.
Система разработки длинными столбами по простиранию с разделением этажа на подэтажи
Система разработки длинными столбами по простиранию с разделением этажа на подэтажи распространена в восточных угольных бассейнах при разработке крутых пластов мощностью 1,2-3,5 м и более [19,20].
Проведение подготовительных выработок. Для подготовки крутых платов к выемке проводят этажные штреки, сбиваемые между собой скатами на расстоянии 60-300 м один от другого.
От скатов проводят 1-2 и более промежуточных штреков, число которых зависит от наклонной длины этажа (60-160 м), устойчивости боковых пород, принятой системы разработки и способа выемки.
На шахтах Кузбасса проводят 1-2 подэтажных штрека, разделяющих этаж на 2-3 подэтажа с длиной лавы в подэтаже 30-40 м и более. По мере подвигания очистных работ промежуточные штреки погашаются, поэтому охрана их, как правило, производится небольшими целиками 4x6 м. Очистные работы на крутых пластах, как правило, ведут буровзрывным способом, и весьма редко при помощи врубовых машин или комбайнов. Управление кровлей производят полным обрушением или полной закладкой. Обрушение кровли производится на органную крепь и в исключительных случаях на угольные целики ("ножи").
Проветривание очистных выработок производится за счет общешахтной депрессии. Свежая струя воздуха из откаточного штрека направляется в нижний подэтаж, затем в верхний и на вентиляционный штрек. Одновременно в верхние подэтажи дополнительно направляется свежая струя воздуха с откаточного штрека через путевые отделения передовых скатов и промежуточные штреки.
Система разработки длинными столбами по простиранию с разделением этажа на подэтажи распространена и в Кузнецком бассейне [21,22]. На рис. 1.4. приведена система разработки пл. Владимирского мощностью 3 м. Этаж наклонной длиной 118 м делится двумя подэтажными штреками на 3 подэтажа с длиной лавы 30 м в каждом. Выемку производят взрывным способом с опережением верхних подэтажей на 14-15 м по отношению к нижним. Форма очистного забоя -прямолинейная. Уголь выдают из лав через печи на конвейеры, установленные на промежуточных штреках, затем на передний скат. Расстояние между скатами 90 м. Управление горным давлением - полное обрушение на двухрядную органку с шагом обрушения 12 м. Органная крепь усиливается стропильной крепью. Разработку мощных крутых пластов системой длинных столбов без разделения на слои с обрушением кровли и подвиганием забоя по простиранию применяют в Кузбассе при мощности пластов до 4-4,5 м. Работы с закладкой, в связи с высокой их стоимостью в Кузбассе, применяют только в особых случаях: при необходимости охраны поверхности и при пожарах, возникающих на вышележащих горизонтах [23].
В Кузбассе выемочное поле высотой 80-100 м и длиной по простиранию от 200-300 м (одностороннее поле) до 400-600 м (двустороннее поле) делят на 2-3 подэтажа. Высота подэтажа 20-45 м. Лучшие результаты по производительности труда и себестоимости получены при длине лавы 30-40 м. Меньшие длины применяют при большей мощности пластов. При управлении горним давлением закладкой длину лавы увеличивают до 40-50 м.
При работах с обрушением (рис. 1.5.) верхние подэтажи опережают нижние на 20-30 м. Уголь доставляют на откаточный штрек конвейером по подэтажному штреку и по скату (печи), пройденному через нижний подэтаж.
При работе с закладкой (рис 1.6.) нижние подэтажи опережают верхние на 20-24 м. Уголь из верхнего подэтажа доставляют по подэтажному штреку, сохраняемому в закладочном массиве, и по скату, создаваемому в закладочном массиве в районе опережения. Скаты оборудуют металлическими трубами диаметром 600 мм, сваренными из листа толщиной 3 мм и уложенными на почву пласта перед вводом закладочного материала.
При работе с закладкой и с опережением нижних подэтажей в ряде случаев целики над подэтажными штреками не оставляют.
Шаг посадки при работах с обрушением равен 10-15 м, при работах с закладкой 8-12 м. Подготовка выемочного поля заключается в проведении до его границ откаточного, первого параллельного, вентиляционного и подэтажных штреков, а также вентиляционных печей (скатов), расположенных через 40-50 м одна от другой по простиранию.
Очистные работы производят при помощи ВВ путем выемки сверху вниз (по падению) лент шириной 1-2 м. Это определяет низкую производительность очистного забоя, которая не превышает 2400-3000 т в месяц.
Сущность щитовой системы
В 1938 г. на шахтах Кузбасса для разработки мощных крутых пластов Н. А. Чинакалом впервые была предложена щитовая система разработки, которая по способу проведения подготовительных выработок является системой разработки длинными столбами с выемкой их полосами по падению [24, 25, 26].
Подготовка выемочного поля подобна подготовке при системе разработки длинными столбами по простиранию, но очистные работы ведут по специальной схеме.
Пласт вынимают на всю мощность, без разделения на слои, полосами по падению, с производством работ в очистном забое под защитой щита особой конструкции, передвигающегося вслед за подвиганием забоя. При разработке пластов мощностью свыше 10м применяют послойную выемку пласта щитами.
Доставка угля от забоя до откаточного штрека - самотечная по углеспускным печам, которые проводят заранее на всю высоту этажа и погашают по мере движения щита по падению. Размер вынимаемого столба (полосы) по падению равен высоте этажа (100 м) или подэтажа (50-60 м), а по простиранию 24-30 м. Полосу ограждают по простиранию с одной стороны массивом невынутого угля, с другой - целиком, отделяющим вынимаемую полосу от выработанного пространства. Размеры целика 1-2 м.
Работы по выемке щитового столба начинают с монтажа щитового перекрытия (щита). Для этого на уровне вентиляционного штрека проводят рассечку (рис. 1.7.) путем выемки горизонтального слоя угля толщиной 2-2,5 м на всю мощность пласта. В рассечке монтируют щит, который состоит из отдельных секций (2). Размер последних для деревянных щитов в соответствии со стандартом деревянных бревен и удобством их транспортировки по выработкам -6 м. Размер щита по простиранию принимается кратным длине секций и равен 24 м. На пластах мощностью менее 4-5 м длину щитов увеличивают до 30-60 м. Вкрест простирания пласта размер секции щита меньше мощности пласта на 0,3-0,5 м.
Щитовая система с применением одинарных секционных щитов пригодна для разработки пластов мощностью до 7-8 м.
На пластах большей мощности применяют более сложные сдвоенные конструкции щитов (рис. 1.8.) или послойную выемку одинарными секционными щитами (рис. 1.9.) при мощности пластов до 10-16 м. При послойной выемке пласт разбивают на два слоя мощностью по 5-8 м, разделяемых пачкой угля толщиной 0,75-1 м. Каждый слой разрабатывают как самостоятельный пласт, с проведением углеспускных печей.
Исследование эффекта отбойки угля скважинами и совершенствование схем их расположения
Выемочное поле длиной 150-300 м вскрывают двумя промквершлагами 1 и 2 соответственно на вентиляционном и откаточном горизонтах. Подготовку выемочного поля осуществляют проведением основного 3 и параллельного (подэтажного) 4 штреков на откаточном горизонте на всю длину выемочного поля, ската 5 и углепускной печи 6 в 5-10 м от промквершлагов 1 и 2. До начала очистных работ этаж высотой 100 м делят на 3-6 подэтажей 7, высота которых зависит от угла падения и мощности пласта, размеров воронки выпуска угля и от высоты эллипсоидов выпуска разрушенного угля. Подготовку подэтажей 7 осуществляют проведением верхних 8 и нижних 9 подэтажных штреков, при этом один из нижних подэтажных штреков 9 является конвейерным (доставочным) штреков, при этом один из нижних подэтажных штреков 9 является конвейерным (доставочным) штреком 10, который при отработке следующего нижнего подэтажа становится вентиляционным штреком, служащим для вентилятора очистных выработок. При подготовке подэтажей 7 соответственно нижние 9 и верхние 8 подэтажные штреки соединяют углеспускными промежуточными печами 11 через каждые 10-12 м, то есть через расстояние, равное длине специального конвейера или вибропитателя 12 устанавливаемого на нижнем подэтажном штреке 9. Над нижним подэтажным штреком 9 формируют охранный целик 13 проведением компенсационного штрека 14 из которого бурят скважины 15 до верхних подэтажных штреков 8. Штрек 14 проводят с целью получения свободного пространства создаваемого в подготовленной к одновременному обрушению части (блока) подэтажа 7 для компенсации увеличения объема угля при его разрыхлении (разрушении).
Подготовка первого подэтажа возможна также проведением одного верхнего подэтажного (вентиляционного) штрека, двух нижних штреков 9 и 10 (подэтажного и достаточного) и одного-двух компенсационных штреков. Для подготовки следующих подэтажей 7 проводят два подэтажных и компенсационный штреки, так как нижний подэтажный штрек 10 (конвейерный) отработанного верхнего подэтажа используется в нижележащем подэтаже в качестве вентиляционного.
Проведение штреков осуществляют комбайнами типа 4ПУ, ГПКС или ПКГ, при этом спуск комбайна в нижележащий штрек производят по скату 5.
Отработку подэтажей 7 в пласте производят по простиранию при блоковом обрушении массовым взрывом, при котором осуществляют процесс одновременного или последовательного (с определенным интервалом времени) взрывания большого количества зарядов ВВ в угольном пласте.
Отбойку угля осуществляют с помощью ВВ в два приема. Сначала бурят скважины 15 из компенсационного штрека 14 до верхнего подэтажного штрека 8 (верхней границы подэтажа) на длину 10-12 м блока 16 по простиранию пласта, равную длине конвейера 12 или вибропитателя, с последующей одновременной взрывной отбойкой угля в блоке 16 подэтажа 7 на охранный целик 13. Затем производят погашение охранного целика 13 угля на конвейер 12 или вибропитатель одновременно по всей длине блока 16 подэтажа 7 буровзрывной отбойкой. Таким образом, сначала разрушают массив угля в блоке 16 подэтажа 7 выше компенсационного штрека до верхней границы подэтажа, а затем производят разрушение охранного целика 13 между нижним подэтажным 9 и компенсационным 14 штреками в границах блока 16 с мягкой принудительной посадкой разрушенного угля в блоке 16 под налегающими обрушенными породами верхнего отработанного подэтажа на конвейер 12 или вибропитатель. Из разрушенного блока 16 с конвейера 12 или вибропитателя, установленного на нижнем подэтажном штреке 9 на длину вынимаемого блока 16, отбитый (разрушенный) уголь выпускается (транспортируется) в углеспускную промежуточную печь 11, из которой уголь попадает на конвейер 17 типа СР-70, установленный по нижнему (конвейерному) подэтажному штреку 10, и далее поступает в углеспускную печь 6.
Для провёрия очистных выработок за счет общешахтной депрессии бурят скважины 18 диаметром 500 мм между компенсационным 14 и верхним 8 (вентиляционным) штреками. Проветривание компенсационных 14, верхних 8 и нижних 9 подэтажных штреков во время их проведения осуществляют с помощью вентиляторов местного проветривания (ВМП).
Выпуск отбитого угля из разрушенного блока 16 подэтажа 7 прекращается при поступлении с конвейера 12 или вибропитателя в углеспускную промежуточную печь 11 обрушенной горной породы, которая приводит к разубоживанию угля. Подошву (почву) нижнего подэтажного штрека 9 защищают от угля и породы и посредством распорных гидродомкратов передвижки (не показаны) производят перемещение конвейера 12 или вибропитателя на длину очередного вынимаемого блока между углеспускными промежуточными печами 11. При этом углеспускную печь 11, через которую производили переспуск угля с конвейера 12 или вибропитателя отработанного блока, перекрывают после зачистки подошвы нижнего подэтажного штрека 9. Новый цикл по выемке очередного блока подэтажа начинается с бурения скважин 15 из компенсационного штрека 14 на длину вынимаемого блока 16, как описано выше.
Разработанный способ не только обеспечивает снижение потерь угля, но главным образом позволяет повысить безопасность ведения горных работ за счет достижения устойчивости и эффективности управления вмещающими породами пласта при принудительном выпуске разрушенного угля из блока под действием налегающих обрушенных пород, а также повысить эффективность выемки угля путем производства одновременной взрывной отбойки угля в блоке на охранный целик с последующим одновременным погашением (разрушением) охранного целика на конвейер или вибропитатель по всей длине блока буровзрывной отбойкой, то есть с мягкой принудительной посадкой разрушенного угля в блоке подэтажа на конвейер или вибропитатель без его поломок и защемления отбитым углем.
Методика исследования детонации конструкций зарядов в открытом объеме без металлической оболочки
За последние годы многое сделано по совершенствованию конструкций скважинных зарядов, оптимизации сетки их расположения, подбору рационального порядка взрывания. Все это позволило разработать ряд конкретных практических рекомендаций, успешное внедрение которых дало определенный положительный эффект. Однако, поскольку вопрос достижения мелкого и равномерно дробления полезного ископаемого при взрыве все еще не снимается с повестки дня, это свидетельствует о необходимости продолжать и еще более углублять работу по совершенствованию буровзрывных работ, как одной из наиболее важных операций в общем технологическом цикле добычи угля.
Известно много исследований как чисто теоретического плана, так и непосредственно решающих конкретные производственные задачи так или иначе направленных на повышение эффективности буровзрывных работ, представляющих, как известно, одно из основных звеньев в технологии подземной добычи угля. Главным из всех этих исследований являлось решение задачи по управлению процессом дробления, т.е. получение взорванной горной массы заданной кусковатости, снижения удельного расхода ВВ и объема бурения скважин.
Чаще всего взрывные скважины пробуривают в виде вееров или параллельно между собой. Можно встретить смешанное расположение, когда ряд веерно расположенных скважин чередуется с рядом параллельных.
Наиболее рациональным, с точки зрения минимального расхода скважин, ВВ и качества дробления, принято считать параллельное расположение, при котором ВВ во взрываемом массиве располагается наиболее равномерно, что и является основным фактором улучшения дробления, а коэффициент использования скважин при этом наиболее высок. Веерное расположение скважин приводит к перерасходу бурения на единицу отбиваемого массива, к повышению удельного расхода ВВ и некоторому ухудшению качества дробления. Однако, при веерном расположении скважин можно увеличивать ъелегпнц ЛНС, что должно улучшить показатели отбойки.
Авторами [35] было показано, что путем варьирования величины ЛНС, удельного расхода ВВ при различной крепости взрываемой среды можно в какой-то степени и при веерном расположении скважин по качеству дробления приблизиться к результатам, достигаемым при параллельном расположении скважин.
Для каждого конкретного случая существуют определенные граничные условия, при которых веерное расположение скважин может стать экономически равноценным или даже более эффективным по прямым затратам на отбойку угля, чем параллельное расположение. При этом определяющими факторами становятся сменные затраты на бурение скважин, стоимость проведения нарезных выработок и параметры обуриваемого блока. Таким образом, с экономической точки зрения недостаток веерного расположения скважин, заключающийся в значительном их перерасходе по сравнению с параллельным, в ряде случаев может быть частично или даже полностью компенсирован за счет увеличения производительности буровых станков (т.е. снижения стоимости бурения скважин), а также благодаря уменьшению удельных затрат на проходку нарезных выработок.
Для решения возникшей задачи возможна два подхода: а) разработка схем веерного расположения скважин и соответствующих конструктивных элементов систем разработки, при применении которых ухудшение дробления угля было бы минимальным; б) создание новых и совершенствование существующих систем разработки, при которых создавалась бы возможность применения параллельного расположения скважин, даже при относительно малых величинах ЛНС, а так же в комбинации с веерным расположением скважин.
Все разработки в этом направлении заключались, в основном, в совершенствовании конструкции зарядов скважин, располагаемых веерами, в улучшении порядка их взрывания, в расположении вееров скважин с расчетом сведения к минимуму объема проходки нарезных выработок и т.п [36-40].
Ниже приведены представлявшие наибольший интерес веерные схемы расположения скважин, позволяющие в какой-то мере приблизиться к решению поставленной задачи, например шахматное расположение скважин в соседних веерах (рис.2.4.).
Из схемы видно, что проекция любой скважины последующего веера на плоскость предыдущего располагается посередине между соответствующей парой скважин предыдущего веера.
Улучшение дробления при шахматном расположении скважин соседних вееров относительно друг друга, можно в какой-то степени объяснить, если рассмотреть схемы, приведенные на рис.2.5., где изображены горизонтальные сечения по отбиваемому слою при обычном и шахматном расположении вееров скважин.
Диоксид углерода в технологических процессах горного производства
Полнота детонации скважинного заряда зависит от его конструкции, параметров (диаметра, длины) и способов заряжания, условий взрывания (наличие зазора между зарядом и поверхностью скважины и свойства заполнители) [58]. С целью установления режимов детонации (устойчивый, неустойчивый) в данной работе рассматриваются не только конструкции скважинных зарядов, применяемых при отбойке угля, но и новые конструкции с использованием серийно выпускаемых взрывчатых веществ, рекомендованных для угольных шахт. Эти конструкции можно объединить в три группы: . колонковый заряд из патронов ВВ, связанных в пучки по 3-4 шт.; - цилиндрический монозарад из секций, . получаемых путем перепатронирования предохранительных ВВ в специальные полиэтиленовые рукава диаметром 70-90 мм; цилиндрический монозаряд из секций, получаемых путем размещения одиночных патронов аммонита ПЖВ-20 диаметром 90 мм длиной 500 мм в специальные полиэтиленовые рукава.
При проведении исследований в полигонных условиях для моделирования скважины используется металлическая труба диаметром, соответствующим диаметру скважины 106 мм. Длина става труб определяется длиной заряда в скважине. Из-за технической необеспеченности моделирования скважинного заряда с соотношением длины заряда к его диаметру более 500 и отсутствия рекомендаций по моделированию конструкций и условий взрывания, исследуются полнометражные фактически существующие (колонковый) и возможные варианты конструкций "скважинных зарядов (монозаряд). Такие исследования позволяют получить достоверные результаты по установлению режимов детонации, несмотря на то, что отсутствует теория моделирования детонационных процессов. Исследования в полигонных условиях проводились по апробированной методике ПЭУ БВР Донбасса [59]. При проведении исследования воспроизводились следующие условия взрывания: наличие воздушного зазора между зарядом и поверхностью скважины; наличие воды под избыточным давлением в радиальном зазоре между зарядом и поверхностью скважины соответствующей нисходящему способу ее расположения; значительная длина скважинного заряда (10-40 м); расположение патрона-боевика в устье скважины.
В работе [60] отмечается, что предохранительные ВВ устойчиво детонируют в открытом объеме без металлических оболочек на длину 70-100 радиусов взрыва. Известны также исследования по детонации зарядов в скважинах сухих и обводненных длиной до 50 м с заполнением ВВ на полное сечение и прокладкой ДШ [61]. Однако, отсутствуют рекомендации по обеспечению устойчивой детонации зарядов в скважинах
С радиальным воздушным зазором и заполнением зазора водой под избыточным давлением при длине заряда 60-100 м.
Поэтому при разработке методики исследования устойчивости детонации поставлены следующие задачи: - установить влияние канального эффекта на полноту детонации для используемых и новых конструкций скважинных зарядов; - установить предельные параметры избыточного давления воды, при которых обеспечивается устойчивая детонация на полную длину скважинного заряда; - получить необходимые научно обоснованные данные для разработки конструкции заряда и установления параметров заложения скважинного заряда в угольном массиве.
При исследовании устойчивой детонации скважинных зарядов по разработанной методике [59] проводилось сравнение с результатами детонации в открытом объеме. Исследования проводились в следующих условиях: - в открытом объеме без металлической оболочки; в стальной трубе с радиальным воздушным зазором; в стальной трубе с заполнением радиального зазора водой под давлением.
Цилиндрический заряд из одиночных патронов аммонита ПЖВ-20 (диаметр 90 мм, длина 500 мм, масса 3,450 кг) монтируется в удлиненный монозаряд длиной 10-40 м в оболочке из полиэтиленовой пленки (рис.3.2,6). Инициирование заряда ВВ осуществляется от электродетонатора мгновенного действия ЭДКЗ-ОП.
Колонковый заряд из патронов аммонита ПЖВ-20 (диаметр 36 мм, длина 250 мм, масса 0,2 кг), связанных в пучки по 4 шт., заворачивается в полоску полиэтиленовой пленки шириной 300-650 мм, длиной 10-30 м и обвязывается. При этом пучки должны плотно стыковаться друг с другом своими торцами. Инициирование осуществляется от электродетонаторов мгновенного действия ЭДКЗ-ОП, которые устанавливаются в последнем пучке ВВ (рис.3.2,а).
Взрывание перечисленных конструкций скважинных зарядов производится в открытой объеме без металлической оболочки, на грунте. Полнота детонации определяется по длине канавки, образовавшейся после взрыва.
Колонковый заряд из патронов аммонита ПЖВ-20 диаметром 36 мм, связанных в пучки по 4 шт., укладывается на полоску полиэтиленовой пленки шириной 300 мм, заворачивается в нее и обвязывается киперной лентой или магистральным проводом по всей длине заряда к металлическому канату диаметром 4-6 мм. Полученный заряд диаметром 88 мм затягивается в металлическую трубу диаметром 106 мм, которая укладывается на горизонтальную или наклонную площадку грунта. Верхний торец трубы закрывается металлической заглушкой на болтовых соединениях, нижний - остается открытым. С открытого торца в заряд помещаются электродетонатор мгновенного действия ЭДКЗ-ОП (рис.3.3).
