ПРОЦЕССЫ ОТКРЫТЫХ ГОРНЫХ РАБОТ. Процессы открытых горных работ

• Название: Процессы открытых горных работ
• Дата: 18.10.2021
• Размер: 1.74 Mb.
• Имя файла: ПРОЦЕССЫ ОТКРЫТЫХ ГОРНЫХ РАБОТ.docx
• Тип: Документы; #249942
• страница: 3 из 19

 (20  25)d

, (2.11)

^lвв

^{ l}скв

^{ l}_заб, м. (2.12)

Для зарядов ВВ, рассредоточенных воздушными промежутками, сум- марная длина интервалов рассредоточения составляет

^{ l}р

 l_вв

/(2,5d_e

^{ 1)} , м. (2.13)

Длина отдельного воздушного промежутка:

^lрi

 (13,5  2,5d_e)d

, м. (2.14)

Количество интервалов рассредоточения определяют как целую часть

отношения:

n_p  [_ l_p
^{/ l}_p^] . (2.15)

Для рассредоточенных зарядов длины забойки и колонки ВВ состав-

ляют

^lзабр

 l_заб(1  _ l_р

^{/ l}_скв⁾ ; (2.16)

^lввр

^{ l}скв

• 
  ^lзабр
  
• 
  _ l_р
  

. (2.17)

где

^l_забр- длина забойки, м;

^l_ввр- длина колонки заряда ВВ, м.

При рассредоточении колонки ВВ на две части длина верхней и нижней частей составляют

^lвврв

 0,35 l_ввр;

^lвврн

 0,65l_ввр,

(2.18)

где

^lвв. рв<sup>,

l</sup>_{вв. рн}- длина соответственно верхней и нижней колонки ВВ, м.

В случае рассредоточения колонки ВВ на три и более частей длину нижней ее части принимают равной:

• 
  при вертикальном расположении скважин
  

^lвврн

^{ 0,5l}_ввр; (2.19)

• 
  при наклонном расположении скважин
  

^lвврн

^{ 0,35l}_ввр, (2.20)

а оставшийся заряд делят на части пропорционально числу интервалов рас- средоточения.

Масса скважинного заряда:

^Qскв

^{ Pl}_вв, (2.21)

где Q_скв– масса скважинного заряда, кг; P- вместимость 1 м скважины, кг.

P 0,25

^d2 ^ . (2.22)

вв
Линию сопротивления по подошве уступа (ЛСПП):

• 
  при вертикальном расположении скважин определяют из условий безопасного бурения первого ряда скважин и качественной проработки по- дошвы уступа:
  

W_б W

^{ W}_max ; (2.23)

W_б

Hctg

 C₁ ;

^Wmax

 (50  8,5d_e)d;
(2.24)

C₁ 

H(ctg _у

 ctg)  3;

(2.25)

• 
  при наклонном расположении скважин
  

^{W b}, (2.26)

где W_б- линия сопротивления по подошве уступа по условиям обеспечения безопасности бурения первого ряда скважин, м; W_max- максимально преодо-

леваемая линия сопротивления по подошве уступа, м;

^{, } _у- соответствен-

но рабочий и устойчивый углы откоса уступа, град; b- расстояние между рядами скважин, м.

Параметры сетки скважин:

• 
  при вертикальном расположении скважин
  

n [ A_БВР

/ W];

b A/ n;

(2.27)

• 
  при наклонном расположении скважин
  

n [ A_БВР

/ b];

b am;

(2.28)

m 0,85  0,3d_{e, (2.29)}

где n - число рядов скважин; m - коэффициент сближения скважин; a - рас- стояние между скважинами в ряду, м; А_БВР– ширина буровзрывной за- ходки, м.

^{a Q}скв

^{n[ A}БВР

q_пр(H

• 
  h_п
  

)]^1;

^{a Q}скв

^{n[ A}БВР

q_пр(H

• 
  h_н
  

^)]1 , (2.30)

где

^h_п^{, h}_н- высота соответственно перебура и недобура, м.

h_п l_п

sin  ;

h_н  l_н

sin .

(2.31)

Форму сетки скважин устанавливают с учетом угла между направле- нием максимальной скорости упругой волны в массиве и линией откоса ус-

тупа (^ ₀ , град). Если

^{30  } ₀ ^{ 60} , то следует принимать прямоугольную

сетку скважин. В остальных случаях принимают шахматную сетку скважин.

5. 
   Особенности расчета удельного расхода ВВ и параметров сетки скважин для уступов сложного строения
   

Из всех типов неоднородных уступов наибольшее распространение на разрезах Кузбасса получили уступы типа Б, которые в подавляющем боль- шинстве сложены породами двух или трех категорий по блочности. При

этом двум смежным слоям пород отвечают смежные категории по блочно- сти.

Если

^d_e1 ^{, d}_e2 ^{, d}_e3 - средний диаметр естественной отдельности в слоях

пород по направлению от верхней бровки уступа к его подошве, а H₁,H₂,H₃

- соответствующие мощности этих слоев пород (м), то при двух или трех- слойном строении уступа возможны следующие варианты чередования сло- ев:

1) ^d_e1

^{f d}_e2 ; 2)

^de1

^{p d}_e2 ; 3)

^de1

^{p d}e2

^{f d}e3 ^;

4) ^d_e1

^{f d}e2

^{p d}_e3 ; 5)

^de1

^{p d}e2

^{p d}_e3 ; 6)

^de1

^{f d}e2

^{f d}_e3 . (2.32)

В 3 и 4 вариантах, в силу смежности категорий пород по блочности,

по существу имеет место:

^de1

^{ d}_e3 , т.е. тремя категориями пород по блоч-

ности уступы сложены лишь в вариантах 5 и 6.
В случае если уступ сложен породами двух смежных категорий по

блочности (варианты ^{1  4} ), то общий удельный расход ВВ определяют как

средневзвешенный по слоям:

• 
  
  2
  варианты 1 и 2
  

^qср

– варианты 3 и 4

 (H₁ q₁

 H₂ q₂ )(H₁

^{ H )} 1 ; (2.33)

^qср

 [(H₁

 H₃ )q₁

 H₂ q₂ ](H₁

• 
  H₂
  

^{ H)} 1 , (2.34)

3
где q_ср- средневзвешенный удельный расход ВВ для взрываемого уступа, кг/м³; q₁,q₂,q₃- рациональные значения удельного расхода ВВ для соответ-

ствующих слоев пород с

^d_e1 ^{, d}_e2 ^{, d}_e3 , кг/м³ (табл. 2.6).

Параметры сетки скважин определяют из выражения

ab q_срP.

(2.35)

Вариант строения уступа 5является наиболее неблагоприятным с точки зрения использования выбуренного пространства скважины. Его осо- бенность состоит в том, что все скважины бурят на полную глубину, а длина колонки ВВ для одной части скважин составляет (Н₁+Н₂), для другой (Н₁+Н₂+Н₃- l_заб).

Таблица 2.6

Рациональные значения удельного расхода ВВ (кг/м³)

Вместимость ковша экска- ватора, м3	Категория пород по блочности
	I	II	III				IV		V
Т р а н с п о р т н а я				т	е	х н о л о г и я
4 - 5	0,25-0,35	0,45-0,65	0,6-0,8				0,7-0,95		0,8-1,05
8 - 10	0,25-0,3	0,3-0,45	0,55-0,75				0,7-0,85		0,8-0,9
12 - 16	0,2-0,25	0,3-0,4	0,55-0,6				0,65-0,75		0,75-0,85
18 - 23	0,2-0,25	0,3-0,4	0,5-0,55				0,6-0,7		0,7-0,8
	Б е с т р а н с п о р т н а я			т е х н о л о г и я
4 - 6	0,5-0,7	0,7-0,85	0,85-1,0				1,0-1,15		1,15-1,3
8 - 10	0,45-0,65	0,65-0,8	0,8-0,95				0,95-1,1		1,1-1,25
15 - 20	0,45-0,6	0,6-0,75	0,75-0,9				0,9-1,05		1,05-1,15
25 - 30	0,4-0,5	0,55-0,7	0,7-0,85				0,85-1,0		1,0-1,1
40 - 50	0,4-0,5	0,5-0,65	0,65-0,8				0,8-0,9		0,9-1,0
80 – 100	0,35-0,45	0,45-0,6	0,6-0,7				0,7-0,8		0,8-0,9

Примечание: минимальным значениям удельного расхода ВВ соответст- вуют минимальные значения диаметра скважин, приведенные в табл. 2.1, а мак- симальные - максимальным.
Значения удельного расхода ВВ, кг/м³:

• 
  для первого слоя породы
  

q₁

• 
  для двух нижних слоев пород
  

 0,5q₂₃ ;

(2.36)

^q23

 (H₂ q₂

 H₃ q₃ )(H₂

 H) ^1 ;
(2.37)

• 
  
  3
  для всего взрываемого уступа
  

^qср

 [1 0,5H₁ (H₁

• 
  H₂
  

^{ H)} 1 ^]q . (2.38)

3 23
Параметры сетки скважин
ab
^{P/ q}₂₃ . (2.39)

Если

^de1

^{f d}e2

^{f d}e3

(вариант 6), то появляется необходимость при-

менения скважин различной глубины. Часть скважин бурят на полную глу- бину по сетке, обеспечивающей рациональный удельный расход ВВ для нижнего слоя q₃. На эту сетку налагают другую сетку скважин, которые

бурят на глубину Н₁+h, а удельный расход ВВ для этого слоя составляет

2 q₃.

Значения удельного расхода ВВ, кг/м³:

– для второго слоя пород

q₂  [2hq₃

 (H₂

• 
  h)q₃
  

]H^1 ;

(2.40)

2

3 3
– для всего взрываемого уступа

^qср

 [1  0,5H₁(H₁  H₂

 H)^1]q,
(2.41)

где

h H₂ (q₂

/ q₃

^1) , м.

Параметры сетки скважин:

2
a  P/ q₃ ;

b 0,5а,
(2.42)

т.е. сетка скважин является шахматной с коэффициентом сближения, равным 2.

Расчетные формулы по определению удельного расхода ВВ и парамет- ров сетки скважин для уступов типа Бприведены в табл. 2.7.

В уступах типа В, когда сопротивляемость взрывному разрушению одних слоев пород намного больше других, расчет параметров взрывной подготовки ведут в 3 этапа (рис. 2.1).

Первоначально определяют рациональное значение удельного расхода ВВ ( ^q_Т ) и параметры сетки скважин (a_т b_т) для пород, обладающих наи- большей сопротивляемостью взрывному разрушению:

a_Тb_Т

^{ Pq}1 . (2.43)

б
На втором этапе устанавливают тип строения уступа, сложенного ос- тавшимися породами без наиболее трудновзрываемого слоя, и для него по формулам, приведенным в табл. 2.7, рассчитывают средний удельный рас- ход ВВ (q_н) и параметры сетки скважин (a_н b_н).

После чего обе сетки скважин совмещают. Причем за базовую прини- мают сетку скважин для наиболее трудновзрываемых пород (a_т b_т), а сетку скважин (a_н*b_н) корректируют в сетку скважин (a_тн b_тн) и уточняется удель- ный расход ВВ (q_тн) для всего взрываемого уступа:

^qТН

 P(a_ТН

^bТН

⁾ 1 . (2.44)

Скважины по сетке (a_тн*b_тн) бурят на полную высоту уступа, а по сетке

(a_т*b_т) - до почвы наиболее трудновзрываемого слоя пород.

24



24
Таблица 2.7
Расчетные формулы для уступов типа Б

Тип строения уступа	Вариант чередования слоев пород	Удельный расход ВВ, кг/м3	Сетка скважин, м
Б1, Б7, Б9, Б2, Б8, Б10	de1 p de2 de1 f de2	q  (Hq Hq)(H  H ) 1 ср 1 1 2 2 1 2	ab Pq1 ср
Б3, Б5, Б4, Б6	de1 p de2 f de3 de1 f de2 p de3	q [(H H)q Hq](H H H)1 ср 1 2 1 2 2 1 2 3	ab Pq1 ср
Б1, Б7, Б9	de1 p de2 p de3	q1  0,5q23 ; q  (Hq Hq)(H  H)1 ; 23 2 2 3 3 2 3 q  (0,5H H H)(H H H)1q ср 1 2 3 1 2 3 23	ab Pq1 23
Б2, Б8, Б10	de1 f de2 f de3	q1  2q3 ; q  [1  0,5H(H H  H)1]q; ср 1 1 2 3 3 h H(qq1  1) 2 2 3	a Pq1 3 b 0,5a

Рис. 2.1. Схема к расчету параметров сетки скважин в уступах типа В

В уступах типа Гсхему размещения скважинных зарядов ВВ, удель- ный расход ВВ и параметры расположения скважинных зарядов ВВ необхо- димо определять в каждом конкретном случае отдельно. Причем для этого типа уступа могут быть использованы методы определения параметров взрывной подготовки пород как для уступов типа А, Б и В, так и для их комбинаций.

При взрывании сложноструктурных уступов средний диаметр куска взорванной горной массы определяют как средневзвешенный по отдельным слоям пород уступа:

n _ n

_1

^dср. у

^{  d}ср.i^Hi^{ H}i<sup>

,</sup> (2.45)

i1

 i1 

где d_ср.у– средневзвешенный диаметр куска в развале, м; d_ср.i- средний диа- метр куска взорванной горной массы в i-м слое породы мощностью H_i, м; n- число слоев пород в уступе.

6. 
   Выбор схемы короткозамедленного взрывания и интервалов замедления
   

При многорядном (два и более рядов) взрывании скважин на угольных разрезах нашли практическое применение порядная, диагональная, попереч- ная и врубовые схемы короткозамедленного взрывания (КЗВ) (рис. 2.2), ко- торые принято считать базовыми.

Врубовые схемы КЗВ могут быть с продольным, поперечным, клино- вым и торцевым врубом. Их применяют при проходке траншей, для направ- ленного формирования развала при взрывании вскрышных уступов.

Порядная схема КЗВ обеспечивает максимальную ширину развала, по- перечная - минимальную, диагональная - промежуточную ее величину.

Для бестранспортной технологии, когда следует максимально исполь- зовать эффект взрывного перемещения пород, рекомендуют принимать по- рядную схему КЗВ.

При транспортной технологии схему КЗВ выбирают таким образом, чтобы расчетная ширина развала не превышала требуемой, обеспечивающей заданное число проходов экскаватора по развалу, и могла быть либо поряд- ной, либо диагональной, либо поперечной. Если достичь этого с помощью указанных схем КЗВ не удается, то необходимо переходить на взрывание с подпорной стенкой.

Время замедления рекомендуют принимать в следующих пределах: при взрывании мелкоблочных пород – 70 - 80 мс; средне- и крупноблочных

- 40 - 50 мс; весьма и исключительно крупноблочных – 30 - 35 мс.

Рис. 2.2. Схемы КЗВ: а– порядная; б– диаганальная;

в– поперечная; г– врубовая

7. 
   Качество подготовки пород взрывом
   

Качество взрывной подготовки вскрышных пород оценивают двумя показателями: кусковатостью взорванной горной массы (средним диаметром куска взорванной горной массы или степенью дробления и выходом негаба- рита) и параметрами развала, включающими его размеры, форму и коэффи- циент разрыхления породы.

Проектную ширину развала взорванной породы (рис. 2.3) определяют

как
В_р
^АБВР

• 
  В h₀ctg
  

, (2.46)

где B_р– ширина развала взорванной породы, м; А_БВР- ширина буровзрывной

заходки по целику, м; ^B- дальность взрывного перемещения породы, м; h₀

- высота откольной зоны над подошвой уступа, м.

Дальность взрывного перемещения породы зависит от схемы КЗВ, при порядной схеме КЗВ её определяют по формуле

^{ } 2hV² sin ² 

_0,5 _

0

0
B cos ^1 P²
 ^ P²

_ 0 0 _

  htg;

1
_ 1 _

gcos

_ _

(2.47)

0

1
P V² (ctg

• 
  tg) sin ²
  

_{ g}1 _,

где ^B₀ - дальность взрывного перемещения породы при порядной схеме

КЗВ, м; ^ - угол наклона плоскости, на которой формируется развал, град; g - ускорение свободного падения, м/с²; V₀- начальная скорость полета кусков при массовом перемещении породы, м/с; h₀- высота откольной зоны, м.

h₀  0,5(h_з

• 
  h_п)  М;
  

h₀  0,5(h_з

• 
  h_п)  М
  

, (2.48)

где h_з,h_п,h_н- высота соответственно колонки ВВ, перебура и недобура, м;

М- мощность нижележащей толщи, м (см. рис. 2.3).

h_з l_ввsin ;

(2.49)

V₀  2V_c

[q₁

(_вв

⁾1 ^]0,5n1 , (2.50)

где V_с- скорость смещения частиц на стенке зарядной полости, м/с; ^q₁ -

удельный расход ВВ для скважин первого ряда, кг/м³; n₁- показатель степе- ни.

Рис. 2.3. Схемы к построению профиля развала: а, б – соответственно при транспортной и бестранспортной системах разработки; в –при взрыва- нии на подпорную стенку

V_c 

4370

 1050 d_e;

n₁  1,35

 0,06 d_e;

^q₁ ^{ q}_пр, (2.51)

где ^ - коэффициент, учитывающий фактическое состояние откоса уступа

(^ =0,75 при ^{Hp 15} ; ^ =0,8 при ^{15  H 20} ; ^ =0,85 при ^{Hf 20} ).
При бестранспортной системе разработки (см. рис. 2.3, б) значения

^B₀ , определяемые по выражению (2.47), соответствуют условиям, когда развал взорванной горной массы не достигает откоса внутреннего отвала,

т.е.

 ₀

^{ A}₁ . Если

 ₀ f

^A₁ , то фактическое значение дальности взрыв-

ного перемещения породы устанавливают как

 _ф