3.4. Исследование процессов очистных работ и способов формирования в закладочном массиве породных включений

Величина динамических нагрузок от массовых взрывов определяется массой одновременно взрываемых зарядов, их конструкцией, типом ВВ, ориентацией отбиваемых слоев относительно закладочного массива.

Качество дробления массива зависит от его физико-механических свойств, количества и распределения в нем ВВ, формы и расположения зарядов относительно слоистости и плоскости обнажения, глубины скважин, схемы отбойки и способов их взрывания.

Для установления рациональных параметров и схем paзбуривания массива глубокими скважинами были проведены аналитические и промышленные исследования указанных выше способов отбойки.

Таблица 3.1

Технико-экономические показатели вариантов технологии отработки крутопадающих залежей крепких руд с частичной закладкой очистного пространства пустыми породами

Наименование показателей	Ед. изм.	Варианты технологии
		с отработкой первичных и вторичных камер этажно- камерной системой разработки	с отработкой первичных камер этажно-камерной системой разработки, вторичных – подэтажно- камерной	с закладкой выработанного пространства перепускаемыми породами
Расход подготовительно-нарезных выработок	м/1000т	3,6-3,8	4,1-4,3	3,6-3,8
Выход руды с 1 м скважины	т	16-20	16-20	14-15
Расход материалов: - ВВ - лесных - металла	кг/т м3/1000т кг/1000т	0,45-0,48 1,0-1,2 190-220	0,45-0,50 1,0-1,2 190-220	0,48-0,54 1,0-1,2 190-220
Производительность труда рабочего по системе	т/чел.см	50-55	45-50	48-54
Удельный вес твердеющей закладки в общем объеме	%	54-58	58-62	54-58

Поскольку при отбойке массива комплектами параллельно-сближенных скважин и параллельными одиночными скважинами параметры сетки определяются линией наименьшего сопротивления и расстоянием между скважинами (комплектами скважин) в ряду, которые рассчитываются по известным методикам [60, 62], аналитические исследования параметров проводили для веерных схем расположения скважин.

При проведении аналитических исследований были рассмотрены панели шириной (мощностью) от 10 до 25 м и высотой от 15 до 45 м, исходя из рациональной длины скважин по условиям искривления. Угол наклона стенок панели изменяли от 45 до 90°, крепость руды f = 8-16. Общую и активную длину скважин определяли аналитическим и графическим методами.

Линию наименьшего сопротивления (ЛНС) предлагается определять по формуле [51]:

W = C_o·К·d_np , м, (3.1)

где C₀ - показатель взрываемости, равный

, доли ед., (3.2)

k₀ - коэффициент отбойки, комплексно характеризующий условия обрушения массива; φ - угол наклона скважины к напластованию, град; 4 ≤ f ≤ 20 - коэффициент крепости горных пород по шкале проф. М.М. Протодъяконова; π = 3,14; е = 2,718- основание натурального логарифма; η = 0,235 - к.п.д. взрыва.

Подставив в формулу (3.2) численные значения входящих в нее величин, получим:

, доли ед., (3.3)

где К - коэффициент, учитывающий неоднородность обрушаемого массива, К = 0,95; d_пр - приведенный диаметр заряда

Диаметр среднего куска отбитой руды при вышеуказанной ЛНС составит:

, м (3.4)

где п - количество сближенных скважинных зарядов, шт.; d - диаметр скважинного заряда, м .

Выход негабаритных фракций в этих условиях будет равен

, % (3.5)

где d_K - диаметр кондиционного отбитого породного куска, м; α=9,11d_ке^-11,1d_к., β=1,2+1,5d_к - коэффициенты, зависящие от диаметра кондиционного куска, доли ед.

Математическая обработка результатов графоаналитического моделирования схем разбуривания рудного массива веерами глубоких скважин позволила установить ряд новых зависимостей параметров отбойки руды от влияющих на них факторов.

Теоретическую длину скважин веера, т.е. их длину относительно геометрического центра бурения, можно определять из выражения:

L = (b + b₀)(h + h₀)(K_wmax – 0,195a), м (3.6)

где b - ширина обращаемого рудного массива (длина нижней горизонтальной скважины, считая от геометрического центра бурения скважин), м; h - высота обрушаемого рудного массива, принимается равной длине вертикальной скважины, считая от геометрического центра бурения, м; b₀, h₀ - параметры, зависящие от технологии разбуривания и угла падения залежи, так при современной технологии b₀=1, h₀=1+α/45, при 0≤α≤45; h₀=1+(90-α)/45, при 45≤α≤90; α - угол падения залежи (угол наклона лежачего и висячего бока отрабатываемого блока, панели), град.; K_wmax - коэффициент, зависящий от способа отбойки. При веерном расположении скважин K_wmax=1,225, доли ед.; а - фактическое расстояние между концами скважин веера по перпендикуляру, a=mW, м; W - принятое значение ЛНС, формула (3.6) справедлива при значениях ЛНС в пределах 1≤W≤6 м.

Теоретическая длина недозаряда скважин веера L_H, определенная относительно геометрического центра бурения, и теоретическая длина скважин веера связаны между собой зависимостью:

L_н = L / π, м (3.7)

где L_н - теоретическая длина недозаряда скважин веера, м.

Зависимость фактической длины скважин веера от горнотехнологических и конструктивных параметров описывается выражением:

L_ф = L –N·l_бу , м (3.8)

где N - число скважин в веере, шт.; l_бу - расстояние от геометрического центра бурения скважин до контура буровой выработки (до точки забуривания скважины), м. Практически этот параметр зависит, прежде всего, от применяемого бурового оборудования, размеров буровой выработки и изменяется в пределах от 1 до 2 м.

Коэффициент использования веерообразно расположенных глубоких скважин, как показали проведенные исследования, описывается зависимостью:

, доли ед., (3.9)

где А = 1–1/π = 0,68169, доли ед.; L/N - средняя длина скважин веера, м.

С учетом этого выражение (3.9) принимает вид:

, доли ед., (3.10)

Зависимость коэффициента использования веерообразно расположенных глубоких скважин в обрушаемом массиве от горнотехнологических факторов приведена на рис. 3.4.

Анализ уравнения (3.10), графических зависимостей (рис. 3.4) и результатов графоаналитического моделирования схем разбуривания показывает, что коэффициент использования глубоких скважин не зависит (при правильной организации проектирования) от угла падения залежи, принятой величины ЛНС и формы панели. Основное влияние на коэффициент использования скважин оказывают размер панели и средняя глубина скважин веера l_ср=L/Н , конструктивный параметр l_бу. С увеличением средней длины скважин при l_бу=const коэффициент их использования уменьшается. Увеличение конструктивного параметра l_бу при прочих равных условиях приводит к увеличению коэффициента использования скважин.

k_исп

0,820

0,780

0,740

0,700

14 18 22 26 30

Средняя глубина скважин, м

Рис. 3.4. Зависимость коэффициента использования веерообразно расположенных глубоких скважин от горнотехнологических факторов.

Минимальное значение коэффициента использования скважин согласно выражению (3.10) равно К_исп.min=68I69. Максимально возможное значение коэффициента использования скважин может быть определено из уравнения:

, м, (3.11)

полученного из уравнения (3.10) при условии, что l_буmax= W.

Выход руды с 1 м скважины определяется из отношения количества руды Р_в, отбиваемой одним веером, к длине скважин веера L_ф:

, т / м

Подставив в это выражение значения Р_в = b·h·w·h и L_ф=L-N·l_бу, после несложных преобразовании получим:

, т/м (3.12)

Из этого выражения видно, что выход руды с 1 м скважины пропорционален объемной плотности руды в массиве γ, коэффициенту использования скважин К_ис и величине линии наименьшего сопротивления W при W=1. Но так, как в рассматриваемых случаях W > 1, то оказывается, что с увеличением W выход руды с одного метра скважины λ увеличивается более интенсивно, чем значение ЛНС.

Учитывая, что каждому значению ЛНС соответствует вполне определенное значение знаменателя, можно записать:

, т/м (3.13)

где λ_w = 0,835 / W – 0,132 , т/м².

Геометрические размеры панели, плоскости веера скважин не участвуют в явном виде в формулах (3.12), (3.13). Но это не значит, что они не оказывают влияния на выход руды с 1 м скважины. Известно, что коэффициент использования скважин уменьшается с увеличением размеров плоскости веера скважин при прочих равных условиях. Следовательно, с увеличением площади веера скважин выход руды с 1 м скважины будет уменьшаться.

В панелях малых размеров выход руды с 1 м скважин оказывается выше, чем в панелях больших размеров.

Зависимость выхода руды с 1 м скважины от средней глубины скважин панели и принятого значения ЛНС приведена на рис. 3.5 (l_бу = 1,5 м).

Удельный расход взрывчатого вещества (ВB) на отбойку представляет собой отношение количества ВВ, содержащегося в 1 м глубокой скважины, с учетом коэффициента ее использования, к выходу руды из 1 м скважины:

, кг/т (3.14)

Как следует из формулы (3.14) удельный расход ВВ на отбойку является функцией вместимости 1 м скважины q₁, объемной плотности руды в массиве γ и величина ЛНС W.

Рис. 3.5. Зависимость выхода руды с 1 м скважины от средней глубины скважин и принятого значения ЛНС

Следует отметить также, что при правильно выполненном проектировании скважинной отбойки, удельный расход ВВ на отбойку не зависит от размеров панели, средней длины скважин веера и коэффициента их использования.

Промышленную проверку влияния схем разбуривания и параметров буровзрывных работ на качество дробления массива производили на шахте "Гигант-Глубокая" при отработке крепких магнетитовых кварцитов. Исследованы следующие способы отбойки:

1) встречными веерами глубоких скважин диаметром 105 мм, выбуренных с этажных и подэтажных выработок;

2) перекрещивающимися веерами глубоких скважин, смещенных на 0,5W относительно друг друга;

3) комплектами параллельно-сближенных скважин с разбуриванием массива на всю высоту этажа и с применением промежуточного бурового горизонта;

к) параллельными глубокими скважинами диаметром 250 мм, выбуренными с верхнего бурового горизонта на всю высоту камеры.

Гранулометрический состав отбитой руды определяли фотопланиметрическим способом. Навал руды фотографировали в вагонетках или непосредственно на лотке вибропитателя. В отдельных случаях производили замеры отдельных негабаритных кусков с целью уточнения их формы, веса и расхода ВВ на вторичное дробление. Размер кондиционного куска был принят 800 мм. При статистической обработке производственных данных качество дробления массива оценивали расходом ВВ на вторичное дробление. Данные обработки результатов экспериментов и наблюдений приведены в таблице 3.2.

Таблица 3.2