3.4 Схемы взрывания скважин

При многорядном (два и более рядов скважин) применяют в основном порядную и диагональную схемы короткозамедленного взрывания (КЗВ) (рис. 3.1). Порядная схема КЗВ обеспечивает максимальную ширину развала, диагональная дает меньшую ширину.

Рис. 3.1 - Схемы короткозамедленного взрывания

а - порядная; б - диагональная.

3.5 Расчет параметров развала взорванного уступа

Расчетами определяются параметры развала на профиле: h1 - высота развала по линии последнего ряда скважин, м; h₂ - максимальная высота развала на расстоянии С₂ от последнего ряда скважин, м; В_р - ширина развала (рис. 3.3), м.

Ширина развала зависит от схемы взрывания, которая задается в исходных данных и определяется по методике [5].

Рис. 3.3 - Паспорт буровзрывных работ:

а - расположение скважин на уступе в профиле горных работ;

б - то же, в плане;

в - схема взрывания скважинных зарядов (вид схемы зависит от варианта задания);

г - контур развала в профиле.

На рис. 3.3-в СИНВ - неэлектрическая система инициирования взрывания.

Ширина развала при порядной схеме взрывания:

В_р = А_бвр + 2,5 • h_у^ск • q, м (3.14)

При диагональной:

В_р = А_бвр + 2,5 • h_у^ск • q • К_уп , м (3.15)

где К_уп - коэффициент уменьшения приращения ширины развала при диагональной схеме взрывания, принимаем 0,6-0,65.

Высота h₁ развала равна:

h₁ = 0,5 • m₁ • h_у^ск • (3 – m₁²) – [(1 – m₁)² + 1], м (3.16)

Параметр C₂ равен:

C₂ = 1,12 • А_бвр • q, м (3.17)

Высота развала h2 равна:

h2 = h_у^ск • Кр • [1 - (1 + )^-2], м (3.18)

где К_р - коэффициент разрыхления породы в развале (в учебных расчётах К_р = 1,4);

ΔВ - максимальная дальность взрывного перемещения породы:

ΔВ = [1 + sin(90 - β)] • h_у^ск • К_вз • , м (3.19)

где К_вз - коэффициент, учитывающий взрываемость пород.

Для σ_сж < 40 МПа К_вз = 1,5; для σ_сж = 40÷80 МПа К_вз = 2; при σ_сж > 80 МПа К_вз =2,5.

6. Расчет производительности буровых станков

Сменная производительность бурового станка [6],:

П_см = • К_t • К_н • К_см • К_бвр, м/смену (3.20)

где Т_см - продолжительность смены, мин (Т_см = 600÷690);

Т_пз - время на выполнение подготовительно-заключительных операций в течение смены, мин (Т_пз = 30);

Т_лн - время на личные надобности, мин (Т_лн = 15);

Т_о - время на выполнение основных операций, приходящихся на 1 м скважины, мин;

Т_в - время на выполнение вспомогательных операций, приходящихся на 1 м скважины, мин;

К_t - коэффициент, учитывающий температурную зону (для Кемеровской области К, = 0,949);

К_н - коэффициент, учитывающий обводнённость и наклон скважины (К_н = 0,95);

К_см - коэффициент, учитывающий подавление пыли в скважине (К_см = 0,95);

К_бвр - коэффициент, учитывающий проведение взрывных работ (К_бвр = 0,97).

Для импортных буровых станков вращательного бурения при использовании шарошечных долот ориентировочное время на выполнение основных и вспомогательных операций (То и Тв), приходящихся на 1 метр скважины дается в Приложении 13.

Суточная производительность бурового станка:

П_сут.б = П_см.б • n_см, м/сут (3.21)

где n_см - число рабочих смен в сутках (n_см = 2).

Годовая производительность бурового станка,:

П_год.б = П_сут.б • n_год , м/год (3.22)

где п_год - число рабочих дней в году (п_год = 252)

Необходимое количество буровых станков в работе (рабочий парк), единиц:

N_бр = , (2.23)

где V_год._бур - годовой объем бурения по коренным породам.

V_{год.бур} = , м/год (3.24)

где V_год.ск – объем коренных пород, перерабатываемых на разрезе за год, м³ (см. занятие №2);

n – выход горной массы с 1 м скважины, м³/м:

n = a • b • h_у^ск / l_{скв ,} м³/м (3.25)

Инвентарный парк буровых станков, единиц:

N_бр.инв = N_бв • f_б, (3.26)

где f₆ - коэффициент резерва буровых станков (f₆ = 1,2÷1,25).

Здесь и далее величина рабочего парка машин может быть дробной, инвентарного - целой.

Пример расчета

Дано: σ_сж = 35; МПа; h_у^ск = 18 м; ЭКГ-10.

Схема взрывания - порядная, число рядов скважин n = 3

Средний диаметр естественной отдельности:

d_e = 0,02 • σ_сж = 0,02 • 35 = 0.7 м.

По Приложению 3 определяем категорию пород по блочности (I категория). По Приложению 4 находим рациональный диаметр скважины - 0,216 м. По Приложению 2 принимаем буровой станок шведского производства - D50RS.

Так как у нас породы легковзрываемые (Приложение 3), скважины сухие (в учебных расчётах принимаем обводнённость скважин 0 метров) выбираем взрывчатое вещество из таблицы 3.1. В нашем случае это Гранулит М с плотностью = 950 кг/ и переводным коэффициентом эквивалентных зарядов Квв=1.112.

По таблице 3.2 принимаем, что для экскаватора ЭКГ-10 и dе = 0.7 м рациональная степень взрываемого дробления Zр = 1,19 м.

Удельный расход ВВ:

q = = = 0,29 кг/м³

Длина перебура:

l_п = 3 • d_скв • d_e = 3 • 0,216 • 0,7 = 0,45 м

Длина скважины:

L_скв = + l_п = + 0,45 = 19,2 м.

Длина забойки:

l_заб = (20÷22) • d_скв = 20 • 0,216 = 4,3 м.

Длина колонки заряда ВВ:

l_вв = l_скв - l_заб = 19,2 – 4,3 = 14,9 м.

Вместимость 1 м скважины:

P = 0,25 • π • d²_скв • ρ_вв = 0,25 • 3.14 • 0,216² • 950 = 34,8 кг.

Масса скважинного заряда:

Q_скв = P • l_вв = 34,8 • 14,9 = 518,5 кг.

Коэффициент сближения скважин:

m = 0,85 + 0,3 • d_e = 0,85 + 0,3 • 0,7 = 1,06.

Расстояние между скважинами в ряду:

а = = =10,26

Расстояние между рядами скважин:

b = = = 9,7м.

Линия сопротивления по подошве уступа:

W = b = 9,7м.

Ширина буровзрывной заходки:

А_бвр = b • n = 9,7 • 3 = 29,1м.

Согласно исходным данным принимается порядная схема взрывания, следовательно, ширина развала В_р равна, м,

В_р = А_бвр + 2,5 • h_у^ск • q • К_у._п = 29,1 + 2,5 • 18 • 0,29 = 42,15 м.

Отношение ширины буровзрывной заходки к ширине развала:

m₁ = А_бвр/В_р = 29,1 / 42.15 = 0,69.

Высота развала по линии последнего ряда скважин:

h₁ = 0,5 • m₁ • h_у^ск • (3 - m₁²) • [(1 - m₁)² +1] = 0,5 • 0,69 • 18 • (3 – 0,69²) • [(1 – 0,69)² + 1] = 17,15 м.

Максимальная дальность взрывного перемещения породы:

ΔВ = [1 + sin(90 - β)] • h_у^ск • К_вз • = [1 + sin(90 - 75)] • 18 • 1.5 • = 18,3 м

Параметр С₂ равен, м,

C₂ = 1,12 • А_бвр • q = 1,12 • 29,1• 0,29 = 9,45 м.

Высота развала на расстоянии С₂ от последнего ряда скважин

h2 = h_у^ск • Кр • [1 - (1 + )^-2] = 18 • 1,4 • [1 - (1 + )^-2] = 22,7 м.

Сменная производительность бурового станка:

П_см = • К_t • К_н • К_см • К_бвр = • 0,949 • 0,95 • 0,95 • 0,97 = 332п. м./смену.

Суточная производительность бурового станка, погонных метров в сутки:

П_сут.б = П_см.б • n_см = 332 • 2 = 664 п.м./сут.

Годовая производительность бурового станка:

П_год.б = П_сут.б • n_год = 664 • 252 = 167328 п.м./год

Выход горной массы с 1 п.м. скважины:

n = a • b • h_у^ск / l_скв = 10,26 • 9,7 • 18/19,2 = 93,3 м³/п.м.

Годовой объем бурения по коренным породам:

V_{год.бур} = = = 75455 п.м./год.

Необходимое количество буровых станков в работе (рабочий парк):

N_бр = = = 0,45

Инвентарный парк буровых станков:

N_бр.инв = N_бв • f_б = 0,45 • 1,25 = 0,56 ≈ 1 бурстанок.

Контрольные вопросы:

1. Назовите основные технологические свойства вскрышных пород угольных месторождений.

2. Критерии выбора бурового станка и типа ВВ.

3. Назовите основные факторы, определяющие удельный расход ВВ.

4. Назовите основные параметры расположения скважин на уступе.

5. За счет чего можно регулировать ширину развала взорванной горной массы?

6. Перечислите схемы короткозамедленного взрывания. В каком случае используется та или иная схема?