2.2. Выбор вариантов вскрытия рабочих горизонтов карьера, механизации вскрышных работ, конструкции отвалов и схемы отвалообразования

2.2.1. Вскрышные работы

Схема вскрышных работ представлена на рисунке 2.1. Основные параметры приведены в таблице 2.5.

Рис. 2.1 – Схема вскрышных работ

Таблица 2.5

Вскрышные работы I добычной уступ

№ п/п	Наименование параметра	Значение
1	2	3
1	Высота уступа, (Ну),м	8
2	Высота первого подуступа по взорванной горной массе, (Н1),м	6.6
3	Высота второго подуступа по взорванной горной массе, (Н2),м	3
4	Min ширина рабочй площадки (В min), м	33
5	Угол откоса рабочего уступа, град	75
6	Min расстояние между погрузочной машиной, транспортным сосудом и откосом уступа (L), м	1
7	Ширина призмы возможного обрушения (Z1), м	1.5
8	Ширина призмы возможного обрушения (Z), м	0.86
9	Ширина заходки b, м	10
10	Емкость ковша (Е), м³	5.7
11	Max радиус черпания (R пов), м	14.5
12	Max высота черпания (Hmax), м	7.7
13	Max глубина черпания (H1max), м	4.5
14	Max радиус разгрузки (Rmax разгр), м	10.9
15	Max высота разгрузки (Hmax разгр), м	7.7
16	Безопасная высота уступа для экскаватора САТ-390	6.6
17	Безопасное расстояние между работающим экскаватором САТ - 390 и гидромолотом, м (1,5 Max радиуса) , L1	18
18	Безопасное расстояние между двумя погрузочными единицами, работающими спаренно на одном горизонте, м ٭	22

Таблица 2.6

Вскрышные работы II добычной уступ

№ п/п	Наименование праметра	Значение
1	Высота уступа, (Ну),м	8
2	Высота первого подуступа по взорванной горной массе, (Н1),м	6.6
3	Высота второго подуступа по взорванной горной массе, (Н2),м	3
4	Min ширина рабочй площадки (В min), м	33
5	Угол откоса рабочего уступа, град	75
6	Min расстояние между погрузочной машиной, транспортным сосудом и откосом уступа (L), м	1
7	Ширина призмы возможного обрушения (Z1), м	1.5
8	Ширина призмы возможного обрушения (Z), м	0.86
9	Ширина заходки b, м	10
10	Емкость ковша (Е), м³	5.7
11	Max радиус черпания (R пов), м	14.5
12	Max высота черпания (Hmax), м	7.7
13	Max глубина черпания (H1max), м	4.5
14	Max радиус разгрузки (Rmax разгр), м	10.9
15	Max высота разгрузки (Hmax разгр), м	7.7
16	Безопасная высота уступа для экскаватора САТ-390	6.6
17	Безопасное расстояние между работающим экскаватором САТ - 390 и гидромолотом, м (1,5 Max радиуса) , L1	18
18	Безопасное расстояние между двумя погрузочными единицами, работающими спаренно на одном горизонте, м ٭	22

2.2.2. Отвалообразование

Рабочий фронт на отвалообразовании предусматривается из 2-х участков, шириной не менее 50 м каждый:

- на первом участке производится разгрузка автосамосвалов;

- на втором участке – перемещение вскрышных пород, отсева бульдозером, планировочные работы и устройство ограждающего вала.

Автосамосвалы должны разгружаться на отвале в местах, предусмотренных паспортом. На отвалах должны устанавливаться схемы движения автомобилей. Зона разгрузки должна быть обозначена с обеих сторон знаками. Подача автосамосвала на разгрузку должна осуществляться задним ходом, а работа бульдозера производиться перпендикулярно верхней бровке откоса площадки. Скорость движения самосвала под разгрузку на отвале не должна превышать 5 км/час.

Рис. 2.2 – Схема бульдозерного отвалообразования

На отвале применяется разгрузка автосамосвалов непосредственно перед предохранительным валом, который формируется вдоль верхней бровки отвала по всему фронту в зоне разгрузки и служит ориентиром для водителя автосамосвала. Минимальное расстояние от середины заднего колеса автосамосвала до верхней бровки откоса при высоте предохранительного вала 1,0 м составит 2,8 м. Запрещается наезжать на предохранительный вал при разгрузке. При отсутствии такого вала и его высоте, менее требуемой, запрещается подъезжать к бровке отвала ближе, чем на 5 м или ближе расстояния, указанного в паспорте. Все работающие на отвале должны быть ознакомлены с данным паспортом под роспись.

Разгрузка автосамосвала производится перед предохранительным валом. После этого вал смещается бульдозером на бровку отвала, с формированием нового предохранительного вала.

Площадки бульдозерных отвалов должны иметь по всему фронту разгрузки поперечный уклон не менее 3°, направленный от бровки откоса в глубину отвала на длину базы работающих автосамосвалов, и необходимый фронт для маневровых операций автомобилей, бульдозеров и вспомогательной техники.

Проезжие дороги должны располагаться за пределами границ скатывания кусков породы с откосов отвалов.

На отвалах должны устанавливаться предупредительные надписи об опасности нахождения людей на откосах, вблизи их основания и в местах разгрузки транспортных средств.

При необходимости движения автотранспорта по межъярусным бермам следует обеспечить безопасные условия движения транспорта от возможного скатывания кусков породы на проезжую часть созданием предохранительного вала со стороны откоса отвала.

К числу мер, обеспечивающих безопасность ведения отвальных работ, относится освещение отвалов, складирование снега в породные отвалы не допускается.

Геолого-маркшейдерской службой должен быть организован систематический контроль за степенью уплотнения и устойчивостью пород в отвале. [8]

2.2.3. Горно-геологические условия производства буровзрывных работ

На месторождении выделяются два инженерно-геологических комплекса пород, слагающих борта карьера: слабых и средней крепости.

Комплекс слабых пород приурочен к четвертичным отложениям, представленными валунными и песчаными суглинками, ленточными глинами и песками. Пески преимущественно тонко - зернистые, пылеватые, глинистые. Глины тонкодисперсные. Породы залегают горизонтально. Четвертичные породы покрывают сплошным чехлом породы средней крепости. Породы четвертичных отложений предусматривается отрабатывать без предварительного рыхления.

Породы средней крепости представлены трещиноватыми известняками различного состава (доломитизированные, окремненные, оолитовые, глинистые). Известняки плитчатые со слабовыраженной косой и горизонтальной слоистостью. Известняки в различной степени трещиноватые, местами кавернозные. В основном на территории проектного карьера они в основном от слабо-трещиноватых до сильно-трещиноватых. Интенсивно-трещиноватые и закарстованные известняки развиты на месторождении довольно слабо. Глубинный карст в известняках развит слабо, поверхностный, открытый – выражен единичными воронками.

2.2.4. Средства для производства буровзрывных работ

В соответствии с физико-механическими свойствами, категорией трещиноватости пород и необходимыми размерами среднего куска горной массы проектом отработки месторождения предусматривается бурение скважин диаметром 220 мм, 160 мм и 120 мм с помощью буровых станков Atlas Copco DM 45 LP, которые в настоящий момент применяются в карьере при производстве буровых работ.

Допускается так же применение другого бурового оборудования, сертифицированного в России и допущенного к применению на опасных производственных объектах.

Действующим проектом предусмотрено первичное (основное) взрывание, обеспечивающее требуемое качество рыхления скальных вскрышных пород и известняков перед их экскавацией, осуществляемое с использованием скважинных зарядов взрывчатых веществ (ВВ).

Белоручейское месторождение известняков характеризуется большой обводненностью, и поэтому в качестве основного взрывчатого вещества применяется промышленное эмульсионное взрывчатое вещество «Сибирит-1200» при среднем удельном расходе 0,5 кг/м3.

Инициирование зарядов осуществляется с помощью детонирующих шнуров типа ДША (ГОСТ 6196-78), ДШЭ-12 (ГОСТ 6196-78) и промежуточных детонаторов (боевиков). Число боевиков зависит от конструкции зарядов. При взрывании сплошных зарядов из промышленных ВВ, боевик устанавливается в верхней части заряда. Для обеспечения устойчивой детонации скважинных зарядов применяется прямое, обратное или комбинированное (донно-устьевое) инициирование шашками-детонаторами Т-400Г (ГОСТ 84-411, ТГФ-850Э, ТУ 84-08628424-692) или патронами аммонита 6ЖВ диаметром 32мм (ГОСТ 21984) суммарной массой не менее 400 г или другими средствами взрывания с инициирующей способностью не ниже перечисленных и допущенных Ростехнадзором к постоянному применению.

При производстве БВР на рабочих уступах применяются электродетонаторы ЭД-8Ж, ЭД-8Э, ЭДКЗ-ПК, ЭДКЗ-ПМ, ЭДЗН, а также другие ЭДКЗ, аналогичные указанным и допущенные к применению Ростехнадзором.

Способы взрывания зарядов характеризуются применяемыми средствами взрывания и очередностью (последовательностью) их взрывания.

Основной способ взрывания – при помощи неэлектрической системы инициирования «Коршун» или аналогичных ей систем СИНВ, «Эдилин».

Перед производством взрывных работ должна быть проверена исправность электровзрывной сети с помощью приборов.

В качестве основной схемы короткозамедленного взрывания предусматривается порядная схема замедления. Для взрывания волновода или ДШ используется конденсаторные взрывные машинки КПМ-3 в качестве источника тока, посылающего импульс тока во взрывную цепь. В качестве замедлителей рекомендуется применение пиротехнических реле РП-8 двухстороннего действия с соответствующими ступенями замедления.

Взрывные работы в Белоручейском рудоуправлении проводятся силами подрядной организации ОАО «Ленвзрывпром» по договору подряда № СР3108 от 29 марта 2013 г.

Перевозка взрывчатых материалов от склада ВМ к месту работы осуществляется специальными автомобилями подрядной организации, предназначенными для раздельной и совместной перевозки ВВ и изделий различных подклассов и групп совместимости, допущенными Ростехнадзором к постоянному применению, освидетельствованными разрешительной системой МВД России и оборудованными в соответствии с требованиями «Правил безопасности при перевозке взрывчатых материалов автомобильным транспортом» по маршруту, согласованному с Госавтоинспекцией.

Для доставки ВМ на подготовленный взрывной блок, а также смешивания ВМ и заряжания взрывных скважин, проектной документацией предусматривается использование существующего парка смесительно-зарядных машин ТСЗМ-30ПГ и ТСЗМ-30ПГ-А. Допускается к применению и другие типы смесительно-зарядных машин, имеющих сертификат соответствия и допущенных к применению органами Ростехнадзора России. Транспортировка штатных ВВ в карьер осуществляется в специальных грузовых автомобилях.

2.2.5. Требования к крупности дробления горной массы

Взорванная горная масса (скальная порода) по крупности должна соответствовать размерам ковша экскаватора.

Допустимый максимальный размер куска (м) принимается исходя из вместимости ковша экскаватора Vэ (м3) или из нижеприведенной формулы (справедлива при Vэ до 10 м3) или по данным нижеприведенной таблице 2.7.

, м

(2.1)

где Vэ - вместимость ковша экскаватора, м³.

Таблица 2.7

Допустимый максимальный размер куска

Vэ, м3	1	2	3	4	6	8	10-20
Lmax, м	0.75	0.9	1.0	1.1	1.3	1.5	1.6

Для выемки, взорванной вскрышной горной массы на карьере предусматривается использовать гидравлические экскаваторы Komatsu РС-750, Caterpillar САТ 390 FL, погрузчики Komatsu WA-600 и Caterpillar СAT 988H, САТ 988К с емкостью ковша от 4,6 до 7,6 м3 и их аналоги. В условиях карьера максимально допустимый размер куска составляет не более 1,1 м. Куски породы и руды с линейными размерами более 1,1 м следует считать негабаритными.

Допустимый максимальный размер кусков (м) при погрузке в перегрузочные бункера, приемные отверстия дробилок, грохотов принимают:

Lmax ≤ (0.75-0.85) × b

(2.2)

где b – ширина приемного бункера, м.

В условиях Белоручейского рудоуправления ширина приемного бункера составляет 0,8 м. Таким образом, для условий Белоручейского рудоуправления допустимый максимальный размер куска горной массы – 0.6 м.

2.2.6. Параметры буровзрывных работ

Параметры буровзрывных работ приняты с учетом данных Белоручейского рудоуправления и требуют уточнения при проектировании массовых взрывов на карьере.

Расчет производительности буровых станков Atlas Copco DM 45 LP (часовая, сменная, суточная и годовая) произведен в соответствии с «ЕНВ на открытые горные работы» (Москва, 1989 г.) для условий проектируемого карьера и приведен в таблице 3

Вместимость скважины определяется по формуле

Δ, кг/м

(2.3)

где – диаметр скважины, м;

Δ– плотность заряжания ВВ в скважине, т/ м3;

Минимально допустимая по условиям безопасности бурения скважин в первом ряду линия сопротивления по подошве уступа:

, м

(2.4)

где Н – высота уступа, м;

– допустимое безопасное расстояние от верхней бровки уступа до бурового станка, м;

– угол откоса уступа, град;

– угол наклона скважины, град;

Расчетная линия сопротивления по подошве уступа для вертикальных скважин

, м

(2.5)

где P – вместимость скважины, кг/м;

– удельный расход ВВ для сосредоточенного заряда, кг/м³.

Проверка соответствия расчетной величины ЛСПП требованиям безопасности, сопоставляя Wр и Wb.

отвечает условию безопасного размещения бурового станка при бурении вертикальных скважин.

Расстояние между скважинными зарядами в ряду

, м

(2.6)

где – коэффициент сближения зарядов

Расстояние между рядами скважин при многорядном короткозамедленном взрывании

, м

(2.7)

где – коэффициент сближения рядов.

Для легко и средне взрываемых пород =1, для трудно взрываемых пород =0,85.

Масса заряда в скважине определяется по формуле

, кг

(2.8)

Глубина перебура определяется по формуле

, м

(2.9)

где – коэффициент перебура.

– диаметр скважины.

Необходимая для размещения расчетной массы заряда длина части скважины

, м

(2.10)

Глубина скважины рассчитывается по формуле

, м

(2.11)

Длина забойки рассчитывается по формуле

, м

(2.12)

Выход горной массы с одного погонного метра скважины

, м	(2.13)

Высота развала взорванной горной массы при многорядном КЗВ (число взрывных скважин больше 3) определяется по формуле:

(2.14)

Ширина развала горной массы

, м

(2.15)

где - удельный расход ВВ, кг/м³,

W – линия сопротивления по поверхности, м,

Н – высота уступа, м.

Ширина экскаваторной заходки

,м

(2.16)

где – радиус черпания экскаватора

Число рядов скважин во взрываемом блоке

, м

(2.17)

Ширина бурового блока рассчитывается по формуле

, м

(2.18)

Средний объём массового взрыва в соответствии с календарным планом (на год с максимальными объёмами отработки), учитывая сезонность отработки карьера составит 130 тыс. м³. В соответствии с принятым удельным расходом для взрывания горной массы 0,5 кг/м³ расход ВВ для проведения массового взрыва составит 61,4 т. При одновременном проведении массового взрыва на известняках и скальной вскрыше общий расход ВВ составит 64,9 т. При этом такой расход ВВ может делиться на два и более взрывных блоков, подготовленных для взрывания.

Массовые взрывы скальных пород проводятся каждые две недели и за 210 дней (сезон работы карьера по скальной вскрыше и известнякам), общее количество массовых взрывов будет равно 15.

Расчет основных параметров буровзрывных работ, принятых в проекте отработки месторождения произведен для диаметров скважин, обусловленных горно-геологическими условиями подготавливаемого к взрыву блока. Практика ведения буровзрывных работ на БРУ показывает, что оптимальным применение на уступах +92 м, +100 м диаметра скважин 220 мм и 160 мм (известняки мягкие, мелоподобные, обводнённые и более малый диаметр при дожде приводит к пропаданию скважин), на +105-м и +113-м уступах принимаем применение диаметра скважин 160 мм и 120 мм (для повышения в скважине заряда и улучшения качества рыхления при ВР), а при неблагоприятных погодных явлениях также применяем диаметр 220 мм. Расчет основных параметров приведен в таблице 2.6.

Основной конструкцией заряда является сплошной и рассредоточенный заряды.

Не заряжаемая часть скважин заполняется забойкой на всю длину вручную либо с помощью специальных забоечных машин типа ЗС-1М, ЗС-2М, либо других забоечных машин, имеющих сертификат соответствия и допущенных к применению органами Ростехнадзора России. В качестве забойки используют буровую мелочь и отсевы дробления, по возможности увлажненные, что позволяет значительно уменьшить дальность распространения пылегазового облака от взрыва, снижая вредное экологическое воздействие взрывных работ.

При длине заряда (1-1,2) W следует применять сплошные заряды. При большей длине заряда производить рассредоточку заряда, при этом длина нижней части должна составлять не менее 1,2W. При удлиненных зарядах длина забойки должна быть не менее 1/3 глубины скважины.

Таблица 2.8

Расчёт основных параметров буровзрывных работ

Наименование показателей	Ед. измер.	Значение
		Известняк со скальными породами			Известняк				Известняк				Известняк
Высотные отметки уступов		113-123			105-113				100-105				92-100
Крепость пород		5	5	5		5	5	5		5	5		5		5
Высота уступа	м	10	10	10		8	8	8		5	5		8		8
Угол откоса уступа	град	75	75	75		75	75	75		75	75		75		75
Угол наклона скважины	град	90	90	90		90	90	90		90	90		90		90
Диаметр скважины(заряда)	м	0,16	0,12	0,22		0,16	0,12	0,22		0,22	0,16		0,22		0,16
Тип ВВ	Сибирит-1200
Удельный расход ВВ	кг/м3	0,55	0,55	0,55		0,6	0,6	0,6		0,3		0,3		0,3		0,3
Плотность заряжания ВВ в скважине (сплошной заряд)	т/м3	1,00	1,00	1,00		1,00	1,00	1,00		1,00		1,00		1,00		1,00
Уд-ая вм-сть скважины	кг/м	20,1	11,3	38,0		20,1	11,3	38,0		38,0		20,1		38,0		20,1
ЛСПП	м	6,0	4,5	8,3		5,8	4,3	8,0		11,3		8,2		11,3		8,2
Мин-допустимое ЛСПП (для вер скв-н)	м	4,7	4,7	4,7		4,1	4,1	4,1		3,3		3,3		4,1		4,1
Коэффциент сближения скважин		1,00	1,00	1,00		1,0	1,00	1,00		1,00		1,00		1,00		1,00
Расстояние между скважинами в ряду	м	7,0	5,0	9,0		6,0	5,0	8,0		12,0		9,0		12,0		9,0
Расстояние между рядами скважин	м	7,0	5,0	9,0		6,0	5,0	8,0		12,0		9,0		12,0		9,0
Длинна забойки	м	3,2	2,4	4,4		3,2	2,4	4,4		4,4		3,2		4,4		3,2
Длинна перебура	м	1,9	1,4	2,5		1,8	1,5	2,4		1,8		1,4		1,8		1,4
Длинна скважины	м	11,9	11,4	12,5		9,8	9,5	10,4		6,8		6,4		9,8		9,4
Длинна заряда	м	8,7	9,0	8,1		6,6	7,1	6,0		2,4		3,2		5,4		6,2
Масса заряда в скважине	кг	175	101	307		133	80	228		91		63		205		124
Выход горной массы с одной скважины	м3	490	250	810		288	200	512		720		405		1152		648
Выход горной массы с 1 погонного метра скважины	м3	41,1	22,0	64,9		29,4	21,1	49,2		105,9		63,8		117,6		69,3
Радиус черпания эк-ра	м	14,7	14,7	14,7		14,7	14,7	14,7		14,7		14,7		14,7		14,7
Ширина эк-ной заходки	м	20,0	20,0	20,0		20,0	20,0	20,0		20,0		20,0		20,0		20,0
Число рядов скважин		4	5	3		4	5	4		3		4		3		3
Ширина взр. заходки	м	28	25	27		24	25	32		36		36		36		27
Высота развала при многрядном КЗВ при 2-3 рядах скважин	м	10	10	10		8	8	8		5		5		8		8
Высота развала при мн-дном КЗВ при числе скважин больше 3	м	12	12	12		9,6	9,6	9,6		6		6		9,6		9,6
Ширина развала	м	24,0	20,0	27,0		21,0	19,0	24,0		12,0		11,0		15,0		13,0

Выбор определенной схемы взрывания зависит от конкретных горно-геологических и горнотехнических условий. В качестве основной схемы короткозамедленного взрывания предусматривается диагональная схема.

Перед проведением взрывных работ необходимо на каждый массовый взрыв выполнить отдельный проект производства взрыва, утвержденный техническим руководителем предприятия. Проект буровзрывных (взрывных) работ, в числе прочих вопросов, должен содержать решения по безопасной организации работ с указанием основных параметров буровзрывных работ, способам инициирования зарядов, расчетам взрывных сетей, конструкциям зарядов и боевиков, предполагаемому расходу взрывчатых материалов, определению опасной зоны и охране этой зоны с учетом объектов, находящихся в ее пределах, проветриванию района взрывных работ и другим мерам безопасности.

2.2.7. Расчёт производительности буровых станков

Производительность (часовая, сменная, суточная и годовая) буровых станков Atlas Copco DM 45 LP на основном технологическом бурении, рассчитанная по «ЕНВ на открытые горные работы» (Москва, 1989 г.) для условий проектируемых карьеров, приведена в таблице 2.9.

Таким образом, для выполнения буровых работ на карьере предусматривается использование одного станка Atlas Copco DM 45 LP.

Приведенные расчетные параметры БВР предназначены для определения в проекте количества бурового оборудования, расхода бурения, трудозатрат и материалов. Параметры подлежат уточнению в производственных условиях.

Взрывные работы производятся в течение 210 дней в году по 1 массовому взрыву в 2 недели (исходя из объемов взрывания) в одну смену.

Дробление негабарита производится гидромолотом на базе экскаватора.

Таблица 2.9

Расчёт производительности буровых станков

Наименование		Единица измерения	Показатель (известняк и скальная вскрыша)
1		2	3
Коэф.крепости породы по Протодъяконову, f			5
Высота уступа		м	9.0
Категория породы по буримости			VI
Категория породы по взрываемости			средневзрываемые
Количество смен		смена	2
Общее время смены		мин.	720
в том числе: подготов.-заключит. операции		мин.	25
личное время		мин.	10
время чистой работы бурстанка		мин.	685
Оперативное время бурения 1 п.м. скважины		мин.	2.28
в том числе: основное время		мин.	1.28
вспомогательное время		мин.	1.00
Коэффициенты, учитывающие:
климатические (местные) условия		-	1
ведение взрывных работ в течение смены		-	0.97
трещиноватость пород		-	0.90
обводненность пород		-	0.90
наклонное бурение		-	1.00
пылеподавление		-	0.95
Количество рабочих дней в году		сут	210
из них: технологические простои		сут	15
дни ремонтных работ		сут	30
перегон		сут	15
дни чистой работы		сут	150
Количество часов производительной работы станка в сутки	час			22.8
Количество часов работы бурового станка в год	час			3497.0
Производительность бурового станка
часовая	п.м/ч			19
сменная	п.м/см			224
суточная	п.м/сут			449
годовая	п.м/год			67276
Выход горной массы с 1 п.м скважины	м3/п.м			30
Годовая производительность списочного бурового станка по горной массе	тыс.м3/год			2018

2.2.8. Обоснование безопасных расстояний при ведении взрывных работ

Расчет безопасных расстояний по разлету кусков горной массы для людей. Расчет безопасных расстояний по разлету кусков горной массы при взрывании скважинных зарядов рыхления проводится в соответствии с п. 831 раздела XII ФНиП в области промышленной безопасности «Правила безопасности при взрывных работах».

Согласно ФНиП в области промышленной безопасности «Правила безопасности при взрывных работах», расстояние (r_разл), опасное для людей по разлету отдельных кусков породы при взрывании скважинных зарядов рыхления, определяется по формуле

, м;

(2.19)

где ₃ – коэффициент заполнения скважины взрывчатым веществом, равный отношению длины колонки заряда в скважине (lзар) к глубине скважины (lскв);

 - коэффициент крепости пород по М.М. Протодьяконову;

_заб – коэффициент заполнения скважины забойкой, равный отношению длины забойки (l_заб) к длине верхней, свободной от заряда, части скважины;

a – расстояние между скважинами в ряду или между рядами;

d_скв – диаметр скважины.

В соответствии с пунктом 833 раздела XII ФНиП в области промышленной безопасности «Правила безопасности при взрывных работах» расчетное расстояние округляется до значения кратного 50 м.

Принимая во внимание требования пункта 838 раздела XII ФНиП в области промышленной безопасности «Правила безопасности при взрывных работах», из всех зарядов рыхления группы скважин на уступе, наибольшее значение линии наименьшего сопротивления будет у скважин, расположенных в первом ряду, вдоль откоса уступа. Для этих зарядов рассчитывается длина условной линии наименьшего сопротивления W_нв при которой он являлся бы зарядом нормального выброса (n=1) по следующей формуле

(2.20)

По полученному значению W_нв определяем радиус опасной зоны по разлёту отдельных кусков породы для людей по приложению 21 ФНП «Правила безопасности при взрывных работах».

Расчет взрывоопасных зон по разлету кусков приведен в таблице 2.8.

Безопасные расстояния от места взрыва до механизмов, зданий, сооружений по разлету отдельных кусков породы для оборудования и сооружений определяются по формуле (в соответствии с «Техническими правилами ведения взрывных работ в энергетическом строительстве», изд. третье, переработанное и дополненное. М. АО «Институт Гидропроект» 1977. Стр. 232. (согласовано Госгортехнадзором России 20.01.97 №08-10/42)

(2.21)

где k_у - коэффициент условий взрывания, принимаемый при многорядном короткозамедленном взрывании равный 1;

q - удельный расход;

H - высота уступа;

lзаб - длина забойки в скважине.

Расчеты приведены в таблице 2.11.

Таблица 2.10

Расчет взрывоопасных зон по разлету кусков

Наименование параметра	Обоз.	Ед. изм.	Значение
Высотные отметки уступа			113-123			105-113			100-105		92-100
Диаметр скважины	dскв	м	0,16	0,12	0,22	0,16	0,12	0,22	0,22	0,16	0,22	0,16
Расчетный радиус опасной зоны по разлету кусков породы при взрывании скважинных зарядов рыхления для людей	rразл	м	250	250	250	250	250	200	100	150	150	200
Коэффициент заполнения скважины взрывчатым веществом	ηз		0,73	0,79	0,65	0,67	0,75	0,58	0,35	0,50	0,55	0,66
Длина скважины	lскв	м	11,9	11,4	12,5	9,8	9,5	10,4	6,8	6,4	9,8	9,4
Длина заряда	lзар	м	8,7	9,0	8,1	6,6	7,1	6,0	2,4	3,2	5,4	6,2
Коэффициент крепости пород по М.М. Протодьякову	f	5	5	5	5	5	5	5	5	5	5	5
Коэффициент заполнения скважины забойкой (при полном заполнении забойкой - 1, при взрывании без забойки - 0)	ηзаб	1	1	1	1	1	1	1	1	1	1	1
Расстояние между скважинами в ряду	а	м	7,0	5,0	9,0	6,0	5,0	8,0	12,0	9,0	12,0	9,0
Линия наименьшего сопротивления заряда нормального выброса	Wнв	м	4	3	6	4	3	6	8	6	8	6
Принятый радиус опасной зоны по разлёту отдельных кусков породы для людей по приложению 21 ФНП	Rразл	м	300	250	300	300	250	300	400	300	400	300

Использование современных средств неэлектрического инициирования зарядов ВВ позволяет проводить направленное взрывание с минимальным разлетом кусков горной массы в сторону охраняемых сооружений.

Расчёт расстояний, безопасных по действию ударной воздушной волны (УВВ). Расчет безопасных расстояний по действию ударной воздушной волны взрывов проводится в соответствии с п. 845 раздела XII ФНиП в области промышленной безопасности «Правила безопасности при взрывных работах».

Таблица 2.11

Расчет безопасного расстояния по разлету кусков горной массы для оборудования и сооружений

Наименование параметра	Обоз.	Ед. изм	Значение
Высотные отметки уступа			113-123				105-113				100-105			92-100
Радиус опасной зоны по разлету кусков породы при взрывании скважинных зарядов рыхления для механизмов	Rор	м	223	257	190	208		240	178	99		116	126		147
коэффициент условий взрывания (при многорядном КЗВ - 1)	ky	1	1	1	1	1		1	1	1		1	1		1
Удельный расход ВВ	q		0,55	0,55	0,6	0,6		0,6	0,3	0,3		0,3	0,3		0,55
Длина забойки	lзаб	м	3,2	2,4	4,4	3,2		2,4	4,4	4,4		3,2	4,4		3,2
Высота уступа	Н	м	10	10	10	8		8	8	5		5	8		8
Принятый радиус опасной зоны по разлету кусков для механизмов	Rразл	м	250	300	200	250		250	200	100		150	150		150

При одновременных взрывах скважинных зарядов ВВ безопасные расстояния r_в по действию воздушной волны на застекление определяются в соответствии с п.852 раздела XII ФНиП в области промышленной безопасности «Правила безопасности при взрывных работах» по формуле

, м при 1000  Qэ < 5000 кг;
, м при 2  Qэ < 1000 кг;
, м при Qэ < 2 кг;

где Q_э – эквивалентная масса одновременно взрываемого заряда, кг.

Для группы из N скважинных зарядов, взрываемых одновременно, эквивалентная масса Q_э скважинных зарядов может быть определена по формуле

Qэ= 12 × Р × d × КЗ × N, кг

При проведении взрывных работ при отрицательной температуре безопасное расстояние должно быть увеличено не менее чем в 1,5 раза. Так как добыча известняка производится только в навигационный период с продолжительностью сезона добычи 210 дней (с апреля по октябрь), взрывные работы не проводятся при отрицательных температурах, соответственно не предусматривается применение повышающего коэффициента.

Если интервал замедления между группами от 20 до 30 мс, безопасное расстояние должно быть увеличено в 1,5 раза.

В соответствии с требованиями п. 853 раздела XII ФНиП в области промышленной безопасности «Правила безопасности при взрывных работах» при расчете безопасных расстояний по действию УВВ на здания и сооружения во всех случаях, когда заряды инициируются детонирующим шнуром, суммарная масса взрывчатых веществ сети детонирующего шнура добавляется к значениям Q_э. Согласно принятым настоящим проектом решениям при производстве массовых взрывов применяются как диагональная так и поперечная схемы монтажа взрывной сети. Количество зарядов в группе равно числу скважин в ряду, перпендикулярному бровке уступа в плане. Наибольшая длина детонирующего шнура на группу зарядов при диагональной схеме монтажа взрывной сети – 68 м. Вес сердечника ДШ из ВВ составляет для ДШЭ-12 12 г/п.м. Таким образом, к величине Qэ необходимо добавить 68 м × 0,012 кг = 0,816 кг.

Безопасное расстояние по действию воздушной волны на застекление (r_в) в условиях карьера месторождения Белоручейское принимается равным 200 м.

Расчет безопасных расстояний по сейсмическому действию взрыва. Расчет безопасных расстояний по сейсмическому воздействию взрывов проводится в соответствии с п. 843 раздела XII ФНиП в области промышленной безопасности «Правила безопасности при взрывных работах».

Безопасные расстояния для здания и сооружений по сейсмическому действию при неодновременном взрывании N зарядов взрывчатых веществ общей массой Q со временем замедления между взрывами каждого заряда не менее 20 мс определяется по формуле

где К_Г  коэффициент, зависящий от свойств грунта в основании охраняемого здания (сооружения);

К_с  коэффициент, зависящий от типа здания (сооружения);

α  коэффициент, зависящий от условий взрывания;

Q  общая масса взрываемого заряда ВВ, кг;

N  число групп зарядов взрывчатых веществ с замедлениями между взрывами в отдельной группе менее 20 мс (в нашем случае взрываемых одновременно).

Безопасное расстояние по сейсмическому воздействию при неодновременном (короткозамедленном) взрывании зарядов ВВ составляет 220 м.

Приведенное определение безопасных расстояний относится к зданиям, находящимся в удовлетворительном техническом состоянии.