Расчет взрывных работ

Исходными для  проектирования взрывных работ являются данные о свойствах пород — удельная трешиноватость массивов (размеры отдельности), коэффициент крепости пород, плотность, их однородность и перемежаемость в пределах взрываемого блока, а также степень их обводненности.

Для действующих  карьеров удельную трешиноватость определяют на основе по-уступного районирования  карьерного поля. Для этого по каждому горизонту выделяют участки длиной 20 м различной трс-щиноватости, на которых измеряют число трещин на 10-метровом горизонтальном отрезке и по формуле п = 10/Л рассчитывают средний диаметр отдельности (А — число трещин всех систем). Затем по каждому горизонту определяют средневзвешенный диаметр отдельности:

Где — суммарная протяженность участков пород соответственно I-V категорий трещиноватости по первому горизонту, м.

Установлено, что  с углублением горных работ средний диаметр отдельности увеличивается.

Средний диаметр  отдельности с увеличением глубины залегания пород

где Н — глубина  залегания горизонта от границы  скальных и рыхлых пород, м; а'— приведенный  показатель трещиноватости пород; — градиент трещиноватости пород, показывающий интенсивность ее изменения с углублением карьера. Он численно равен среднему

Допустимый максимальный размер кусков (м) исходя из вместимости  транспортных средств VT (м3) :

Допустимый максимальный размер (м) кусков при погрузке в  перегрузочные бункера,

Допустимый максимальный размер (м) кусков при погрузке на ленточный конвейер

где b'— ширина ленты конвейера, м.

Негабаритные  куски породы подлежат вторичному дроблению. Выход негабарита при первичном взрывании следует принимать не более 5 % содержания его в массиве.

 где b — ширина приемного отверстия, м.

Для дробилок допустимый максимальный размер Lmax должен иметь следующие значения, м:

7.5. Определение основных  параметров расположения  скважинных зарядов

7.5.1. Схемы расположения  и конструкция  зарядов

На карьерах применяют отбойку горной массы вертикальными и наклонными скважинными зарядами диаметром 100-320 мм, шпуровыми зарядами диаметром до 75 мм и в редких случаях камерными зарядами массой до сотен тонн. При отбойке скважинными зарядами применяют следующие схемы расположения вертикальных (рис. 7.2, а) и наклонных (рис. 7.2, б) скважин во взрываемом массиве: 1-3 — однорядное расположение вертикальных и 11-12 — наклонных скважин; 5, 8, 10 — с расширением вертикальных скважин на участке расположения заряда или 3 — котловое; 4,5 — многорядное одно-уступное и 6, 14 — с подпорной стенкой для вертикальных и наклонных скважин; 7 — каскадное и 9, 10 — многоуступное расположение вертикальных и наклонных скважин; 8 и 10 — с расширением нижней части вертикальных скважин. Эти схемы могут быть использованы при открытой поверхности откоса уступа или при отбойке на подпорную стенку из ранее взорванной породы.

Перечисленные схемы выбирают исходя из свойств взрываемых пород, производственной мощности карьера, элементов системы разработки и применяемого выемочно-погрузочного и транспортного оборудования. Окончательный выбор схемы расположения скважин может быть сделан только на основе анализа данных практики и опытных взрывов.

С учетом указанных  ниже изменений условий разработки и свойств массивов с увеличением глубины намечаются следующие тенденции развития схем взрывной подготовки горных пород.

Переход на глубоких горизонтах в трудновзрываемых породах  от многорядного (четыре-шесть рядов) взрывания вертикальных скважин большого диаметра (250-320 мм) к двух- и однорядному взрыванию наклонных скважин диаметром 190-214 мм, а в дальнейшем и 150-160 мм, особенно при выходе на проектный контур бортов карьера с применением способов контурного взрывания.

Заряжание скважин  сразу после бурения для обеспечения их минимальных потерь и ритмичной работы взрывников.

Применение зарядных и забоечных машин, обеспечивающих снижение трудоемкости процесса подготовки горного массива к взрыву.

Применение короткозамедленного  каскадного взрывания, обеспечивающего максимальное снижение сейсмического действия взрыва с тем, чтобы при значительном углублении карьера объем одновременно взрываемой породы и масштабы взрывов уменьшались незначительно.

Применение на верхних горизонтах карьеров, разрабатывающих трещиноватые породы I—III категорий трещиновато-сти, скважин диаметром 269-320 мм.

6.Применение  на железорудных и 
других карьерах огневого расширения за- 
ряжаемой части скважин до 400-500 мм и 
увеличения за счет этого в 1,5-2,0 раза 
сетки их расположения.

Применение увеличенных  удельных расходов ВВ до 1,2-1,5 кг/м3 и  более для достижения интенсивного дробления пород, ослабления прочности получаемых при взрыве кусков с целью снижения затрат энергии и материалов на их последующую переработку и улучшения показателей извлечения полезных компонентов в концентрат.

Применение схем и способов инициирования скважинных зарядов, обеспечивающих взрывное воздействие на массив в направлениях наименьшего сопротивления действию взрыва.

Взрывные  работы, как правило, ведутся по типовому проекту, периодически пересматриваемому с учетом опыта работы и изменения горнотехнических условий

7.5.2. Диаметр зарядов

Диаметр заряда устанавливается с учетом категорий  пород по трещиноватости и допустимых размеров кусков (табл. 7.14).

На небольших  карьерах с годовым объемом взрываемой горной массы 0,5 млн м3 диаметр (мм) заряда

 где   — годовой объем взрываемой горной массы, млн м3.

Таблица 7.14.

Рекомендуемые параметры взрывания для пород различной трещиноватости

 

расчетов. При  этом решающее значение имеют производительность станка и стоимость бурения, а также надежность буровых станков. В тех случаях, когда диаметр не лимитируется с позиций соответствия числа станков производственной мощности карьера по горной массе, следует предпочтение отдавать шарошечным станкам. Технико-экономические расчеты показывают, что на карьерах с годовой производственной мощностью 3-10 млн м3 в породах средней крепости (/ = 10+14) при категории пород по трещиноватости III-IV наиболее эффективны станки СБШ-250 МНА, в более слабых породах — 2СБШ-200Н, а на крупных карьерах (>10 млн м3) в крепких породах — станки СБШ-320 с диаметром долот 320 мм.

При отбойке  железистых кварцитов на крупных  карьерах (Кривой Рог, КМА) применяют огневое расширение заряжаемой части скважин до диаметра 400-500 мм, что при высоких удельных расходах ВВ (1,5-2,0 кг/м3) обеспечивает интенсивное дробление массивов вследствие их хрупкости, развитой слоистости и трещиноватости.

Для высоты уступа 12-15 м, типа ВВ — граммонит 79/21, диагональной схемы КЗВ, размера кондиционного куска 500 мм и диаметра скважин 243 мм расчетный удельный расход ВВ (табл. 7.17)

После определения  диаметра заряда (см. табл. 7.14) по коэффициенту крепости выбирают буровой станок (табл. 7.15). 

7.5.3. Расчетный удельный  расход ВВ

Для каждой породы по категории трещиноватости и коэффициенту крепости / устанавливают расчетный расход ВВ (кг/м3) при диаметре зарядов 200-250 мм:

Где — эталонный расход граммонита 79/21 при кондиционном размере кусков 500 мм, кг/м3 (табл. 7.16);f—коэффициент крепости пород; — поправочный коэффициент ВВ; — плотность пород.

 где  — средний размер отдельности в массиве, м 

Таблица 7.15.

Показатели бурения  различными станками в породах разной крепости

 

Таблица 7.16.

Эталонный расход ( кг/м3) граммонита 79/21 для пород разных крепости и трещиноватости

Таблица 7.17. Удельный расход ВВ 

 

Таблица 7.18.

Изменение среднего объема негабарита в зависимости  от процента его выхода