Добавил:
Опубликованный материал нарушает ваши авторские права? Сообщите нам.
Вуз: Предмет: Файл:

книги из ГПНТБ / Совершенствование горных работ на карьерах Алмалыкского горно-металлургического комбината

..pdf
Скачиваний:
13
Добавлен:
21.10.2023
Размер:
10.2 Mб
Скачать

следующим параметрам: сопротивление по подошве 12,2 м, рас­ стояние между скважинами 7,5 м и между рядами скважин 7 м. Глубина скважин 26 м, перебур 4 м.

Нижняя часть скважин заряжалась зерногранулитом 30/70, верхняя — зерногранулитом 80/20. Заряды скважин рассредотачивались воздушными промежутками на 3 части (рис. 15).

Масса нижней части заряда составляла 360, средней —240

иверхней — 40 кг ВВ.

Рис. 15. Схема взрывной сети и параметры располо­ жения скважинных зарядов:

1 — заряд ВВ; 2 — воздушный промежуток; з — забойка; 4 — 7 — реперы

Воздушные промежутки между зарядами создавали посредством размещения между ними деревянной стойки с дисками на ее концах. В качестве забойки использовали бетонные пробки высотой 0,7—1 м (в скважины после размещения ВВ засыпали раствор бетона).

Ширина породного подпора верхнего подуступа на всем протя­ жении взрываемого блока была 14—16 м. В целях определения общей подвижки горной массы взрывом на породном буфере до взрыва выставляли реперы, местоположение которых фиксировалось марк­

шейдерской

съемкой.

 

 

порядно,

с

Взрывание

осуществляли электрическим способом,

интервалом

замедления 50 мс.

Инициирование

осуществлялось

двумя нитками ДШ, расположенными по всей

длине

скважин;

в

качестве

боевика использовали

тротиловую шашку.

 

.60

В результате взрывания зарядов в зажатой среде достигнуто хорошее дробление горной массы. Гранулометрический состав по взрывам представлен в табл. 22.

 

 

 

 

 

 

Т а б л и ц а 22

 

 

 

 

Выход фракций,

%

 

и

Катего­

 

 

 

 

более

рия

 

401 —

601—

 

взрыва

породы

0 -

801 —

 

 

 

400 мм

600 мм

800 мм

1000 мм

1000 мм

 

 

 

 

 

 

400 мм

 

п

Н а н еубран н ую

гор н у ю м а ссу

 

 

1

94,6

2,6

1,5

0,7

5,4

0,6

2

ш

96,6

1,7

1,1

0,3

3,4

0,3

3

п

95,3

3,1

1,0

0,4

4,7

0,2

4

п

95,5

3,5

0,6

0,2

4,5

0,2

5

п

96,3

2,4

0,7

0,4

3,7

0,2

6

п

95,1

3,7

0,5

0,4

4,9

0,3

7

п

94,5

1,1

1,5

1,0

5,5

1,9

9

I

94,4

3,2

2,3

0,1

5,6

 

10

I

93,7

1,9

2,0

0,7

6,3

1,7

И

п

97,9

1,1

0,6

0,2

2,1

0,2

3

п

Н а

подобранны й забой

 

 

 

92,0

2,7

1,3

2,0

8,0

2,0

7

ш

87,0

7,5

4,2

1,3

13,0

___

9

п

79,5

10,2

8,3

2,0

20,5

___

10

ш

82,0

9,1

5,1

1,0

18,0

2,8

11

ш

84,3

3,8

3,6

2,2

15,7

6,1

16

п

97,1

1,4

1,2

0,3

2,9

19

и

87,2

4,2

3,6

1,8

12,8

3,2

Из таблицы: видно, что

по всем

опытно-промышленным взрывам

в зажатой среде получены устойчивые показатели по дроблению пород: выход фракций 0—400 мм составил 93,7—97,9%, в то время как выход фракций таких же размеров при взрывании на подобран­ ный забой составляет 79,5—97,1%. Следовательно, взрывание сква­ жинных зарядов В зажатой среде значительно улучшает качество дробления горной массы при некотором увеличении удельного рас­ хода ВВ по всем категориям пород Кальмакырского карьера.

При взрывании на

подобранный забой развал горной

массы

в несколько раз больше,

чем при взрывании в зажатой среде.

Каче­

ство дробления горной массы несколько улучшается с увеличением ширины подпорной стенки' (табл. 23).

Во всех случаях взрывания скважинных зарядов в зажатой среде порогов по подошве уступа не наблюдалось.

Установлено, что при одинаковой величине сопротивления по подошве уступа и различной ширине подпорной стенки величина развала горной массы изменялась по-разному.

При взрыве на подпорную стенку шириной 13—15 м развал гор­ ной массы практически отсутствовал; под действием взрыва прои­ зошло вспучивание горной массы, что вообще характерно при взры­ вании в зажатой среде.

61

Т а б л и ц а 23

К

 

Ширина подпорной ,стенким

а,м

о Л

 

и

«

 

IS,

 

4S

О

 

А

с

 

II

6—7

II

13-15

II

7 -8

II

4 - 5

11

5 - 8

II

7 -8

II

14-16

III2-ряд-

ное

взры­ вание

п3-ряд­ ное

взры­ вание

s

 

 

Выход фракций, %

 

 

 

 

Ширина развала,

0 -

401-

601-

801 -

 

400 мм

600 мм

800 мм

1000 км

На неубранную горную массу

 

7 -9

94,6

2,6

1,5

0,7

0—2

95,3

3,1

1,0

0,4

7—9

95,5

3,5

0,6

0,2

9 -1 2

96,3

2,4

0,7

0,4

6 -8

95,1

3,7

0,5

0,4

8 - 9

94,5

14

1,5

1,0

3 - 6

97,9

14

0,6

0,2

 

На подобранный забой

2,2

30-35

84,3

3,8

3,6

35-45

92,0

2,7

1,3

2,0

более

400 мм 1000 мм

5,4

4,7

4,5

3,7

4,9

5,5

24

15,7

8,0

П р и м е ч а н и е . При ширине подпорной стенки 20 м и более развал горной массы практически отсутствует.

При взрывании на сдвоенный уступ в зажатой среде, несмотря на значительную ширину подпорной стенки (14—16 м), образовался

развал горной массы за счет переброса последней через подпорную стенку вследствие большой величины скважинных зарядов (в сред­ нем 600 кг на одну скважину). За счет увеличенного заряда на кровле над каждой скважиной образовались воронки глубиной от 3 до 5 м (рис. 16).

62

%

Номерэкскаватор­ заходкиной

се

 

m

 

Я

 

а

 

со

 

И

 

11

21

2

3

31

2

41

2

51

2

611.6.

1

2

711.6.

1

9 2

101

1

2

1

Коэффициент

наполнения ковша

разрыхления породы

0,80

1,31

0,87

1,30

0,88

1,29

0,88

1,34

0,85

1,29

0,88

1,28

0,85

1,20

0,86

1,34

0,86

1,22

0,88

1,22

0,78

1,32

0,80

1,29

0,86

1,20

0,73

1,23

0,80

1,40

0,87

1,30

0,76

1,16

0,86

1,17

0,80

1,19

0,83

1,22

Продолжительность цикла,с

32

38

28

28

28

36

35

30

35

28

25

28

27

37

35

28

33

28

33

36

Т а б л и ц а 24

Средняя продолжи­ тельность черпа­ ния, с

Емкость ковша, м*

Время откидки негабарита, с

Выход негабарита, %

1Производительность за час чистого времени работы, м*

8

4,6

120

0,6

295,0

7

4,6

80

0,3

364,0

6

4,6

60

0,2

409,0

6

4,6

60

0,2

395,6

7

4,6

80

0,25

388,3

6

4,6

60

0,30

397,9

7

4,6

80

0,4

339,2

6

4,6

60

0,35

325,0

7

4,6

60

0,35

333,3

6

4,6

60

0,2

456,1

9

4,6

120

0,8

374,4

7

4,6

60

0,4

367,0

6

4,6

60

0,2

396,4

10

4,6

240

4,6

244,7

7

4,6

140

0,74

294,3

6

4,6

60

0,25

382,1

8

3,0

180

1,6

159,0

7

3,0

64

0,6

226,0

6

3,0

60

0,3

330,2

7

6,0

50

0,5

449,0

В результате улучшения качества дробления горной массы зна­ чительно повышается производительность экскаватора (табл. 24). При анализе работы экскаваторов средняя их производительность по Кальмакырскому карьеру составила 150—160 м3/ч, при взрыва­ нии массива в зажатой среде —190—200 м3/ч, т. е. на 25—30%.

Следует отметить, что во второй, третьей и последующих заходках производительность экскаватора несколько выше, чем в первой заходке (рис. 17).

Это объясняется увеличением удельной емкости экскаваторных заходок и улучшением дробления горной массы, вследствие чего коэффициент разрыхления горной массы снижается, а коэффициент экскавации повышается. В табл. 25 представлены средние значения параметров расположения скважин и технико-экономические пока­ затели взрывания в зажатой среде.

Исследования подтвердили высокую технико-экономическую эффективность взрывания скважинных зарядов в зажатой среде — качество дробления значительно улучшается, выход фракции +400 мм в ребре при среднедробимых породах снижается до 3—4%, ширина развала горной массы уменьшается наполовину.

63

Значительно сокращается объем работ по переукладке ж.-д. путей и ремонту контактной сети, связанных с взрыванием, умень­ шается число передвижек и увеличивается срок службы ж.-д. путей.

Установлено, что взрывание пород Кальмакырского карьера на неубранную горную массу на уступах высотой 10 и 15 м в поро­ дах крепостью 6—12 можно про­ изводить при тех же парамет­ рах, что и при взрывании на подобранный забой. Однако при этом особенно важно соблюдать расчетную величину ЛСП для

Подпор

1-2 ленты

 

 

 

Рис. 17. Зависимость производитель­

Рис. 18. Параметры

породного буфера

ности экскаватора ЭКГ-4,6

от выхода

и расположения зарядов

негабарита при

взрывании в зажа­

 

 

той среде

 

 

 

первого ряда скважин,

которая в

любом случае не

должна превы­

шать 10—11 м.

Для обеспечения необходимой постоянной величины ЛСП наи­ более целесообразно применение наклонных скважин при взрывании на неубранную горную массу.

На основании исследований установлены оптимальные пара­ метры (табл. 26) и условия взрывания скважинных зарядов (диа­ метром 243 и 269 мм) в зажатой среде для различных категорий по­ род и высот уступов (рис. 18).

Экспериментально определена для пород Кальмакырского место­ рождения оптимальная ширина подпорной стенки, которая колеб­ лется в пределах 0,6—1,5 высоты уступа.

64

Т а б л и ц а 25

Средняя-

 

Средняя

 

Расстоян не между,

Удель­

Выход

Диаметр

ДСП,

м

 

горной

высота

глубина

 

 

ный

массы с

уступа,

долота,

скважин,

м

скважи­

 

расход

1 м сква­

м

мм

м

 

рядами

ВВ,

жины,

 

 

 

 

нами

кг/ м*

м»

 

 

 

Породы /

категории

 

0,259

63,5

10,0

190

12,0

9,1

7,3

6,5

15,8

190

18,3

11,5

7,9

6,3

0,210

78,0

10,3

214

13,1

10,8

8,4

7,3

0,241

79,0

15,4

214

18,6

10,9

8,4

7,6

0,213

86,0

 

 

Породы II

категории

 

0,303

 

9,7

190

12,4

9,0

7,1

6,5

57,0

14,5

190

18,3

11,3

8,5

7,2

0,341

57,0

10,0

214

13,0

10,3

8,1

6,2

0,268

67,0

15,5

214

17,7

11,2

8,1

6,8

0,282

75,0

 

 

Породы III

категории

 

 

 

10,1

190

12,8

8,9

6,7

6,5

0,401

46,5

15,0

190

17,0

12,0

7,0

7,0

0,350

64,9

9,9

214

12,0

10,3

8,1

6,7

0,390

52,5

15,5

214

18,7

11,2

8,0

7,2

0,380

58,5

9,3

320

11,0

10,7

7,8

7,5

0,568

71,6

Полное отсутствие развала горной массы при взрыве обеспечи­ вается при ширине подпорной стенки не менее 20 м.

При полном переводе Кальмакырского карьера на рекомендуе­ мый метод взрывания в зажатой среде только по двум факторам (за счет повышения производительности экскавации и сокращения объемов путевых работ) экономический эффект составит 140 тыс. руб. в год.

Дробление горных пород наклонными скважинными зарядами. Качественное дробление пород взрывом зависит в основном от равно­ мерного распределения энергии ВВ в отбиваемом массиве, в основу которого должен быть положен принцип одинаковой удельной энер­ гии ВВ по высоте уступа.

При вертикальном расположении скважинного заряда и наклон­ ной плоскости уступа реализация этого принципа может быть достигнута за счет применения комбинированного варяда из различ­ ных по удельной энергии ВВ, а также за счет постепенного с глуби­ ной увеличения диаметра скважины. Применение комбинирован­ ного заряда требует ВВ с различными удельными энергиями, что усложняет заряжание скважин.

Расширение же скважины с ее глубиной снижает производи­ тельность бурового оборудования и усложняет процесс бурения.

Наиболее эффективным методом достижения равномерного рас­ пределения энергии ВВ по высоте уступа является применение наклонных скважинных зарядов, параллельных откосу уступа.

5 Заказ 958

65

Т а б л и ц а 26

 

 

Породы

Породы

Породы

Параметры

 

легкодро-

средне-

трудно-

 

бимые

дробимые

дробимые

 

 

(I категории)

(II катего­

(III катего­

 

 

 

рии)

рии)

Для уступов высотой 10 м, заряд сплошной

 

Расстояние между скважинами,

м . . .

8—9

8 -8 ,5

7 ,5 -8

Расстояние между рядами, м

................

8—8,5

7—7,5

7

Л С П , м .......................................................

 

9 -9 ,5

8,5—9

8—8,5

Величина перебура, м ............................

 

\,5—2

2

2—2,5

Длина забойки, м ........................................

 

7—7,5

7—7,5

7 -8

Уделышй расход ВВ, кг/м3 ................

 

0,25-0,3

0,32-0,36

0,45-0,5

Для уступов высотой 15 м, заряд рассредоточенный,

 

1 воздушный промежуток 2 м

 

 

Расстояние между скважинами,

м . . .

8 - 9

8 -8 ,5

7,5—8

Расстояние между рядами, м ................

 

8 -8 ,5

7 -7 ,5

7,5

Л С П , м .......................................................

 

9 -1 0

9 -9 ,5

9 - 9

Величина перебура, м ............................

 

2

2—2,5

2,5—3

Длина забойки, м ........................................

 

7 -8

7 -8

7 -8

Удельный расход ВВ, кг/м3 ................

 

0,25—0,3

0,3—0,35

0,45

Для уступов высотой 20 м,

заряд рассредоточенный

 

с использованием внутрискважинного замедления

 

Расстояние между скважинами,

м . . .

7 ,5 -8

7—7,5

7

Расстояние между рядами, м ................

 

7—7,5

7 -6 ,5

8 -8 ,5

Л С П , м ........................................................

 

9 -9 ,5

8 ,5 -9

Величина перебура, м ............................

 

2 ,5 -3

3

3 -3 ,5

Длина забойки, м .......................................

 

(3,5-7

6,5

5 ,5 -6

Удельный расход ВВ, кг/м3 ................

 

0,4-0,45

0,43—0,48

0,45—0,5

При взрывании наклонных зарядов поле напряжений по высоте уступа имеет направленный характер, соответствующий углу на­ клона заряда. При этом плоскость равных растягивающих напряже­ ний направлена параллельно откосу уступа, что создает равномер­ ное распределение напряжений в отбиваемой части массива и луч­ шие условия разрушения в верхней и, особенно\ в нижней части уступа. Вектор возникающих напряжений направлен перпенди­ кулярно оси заряда. При вертикальных зарядах и наклонной пло­ скости уступа этот вектор направлен под углом меньше 90° к откосу, а при наклонных зарядах — под прямым углом к обнаженной по­ верхности. Последнее является весьма важной особенностью дей­ ствия наклонных зарядов в верхней и нижней частях уступа. С рос­ том угла наклона скважины увеличивается ее длина. В связи с этим при постоянном значении вертикальной длины забойки расположен­ ная в верхней части уступа зона ослабленного действия взрыва и сопутствующего повышения выхода крупных фракций горной массы уменьшаются по сравнению с вертикальными зарядами.

66

Объем этой зоны уменьшается также за счет изменения действия взрыва наклонных зарядов относительно кровли уступа. Кроме того, при указанных условиях в наклонную скважину можно поме­ стить большее количество ВВ, что позволяет увеличить СПП, а следовательно, получить больший выход горной массы с 1 м сква­ жины.

Исходя из общих требований, предъявляемых к взрыву, каче­ ство разрушения пород по подошве уступа является существенным показателем эффективности взрывания. При взрывании вертикаль­ ных зарядов отбиваемый массив уступа разрушается под действием растягивающих напряжений. Процесс же разрушения массива на уровне подошвы уступа сопровождается сдвиговыми деформациями

ипоэтому является весьма энергоемким. В этом случае для хоро­ шей проработки подошвы уступа размещают часть общего заряда ВВ

вперебуре, величина которого достигает 25—30% высоты уступа и не влияет на качество дробления пород [66, 103]. С увеличением угла наклона заряда деформирование породы по подошве уступа приближается к условиям разрушения массива выше подошвы уступа, т. е. в этом случае разрушение породы происходит в виде отрыва, а не сдвига. При таком виде разрушения, чем больше зна­ чение растягивающих напряжений, тем меньше прочность массива

вусловиях напряженного состояния [143]. Вследствие этого при наклонном расположении зарядов уменьшение перебура, а следова­ тельно и удельного расхода ВВ, является не только возможным, но даже благоприятным по условиям лучшего использования энер­ гии взрыва и проработки подошвы уступа как по экономическим показателям, так и с точки зрения уменьшения вредного воздейст­ вия взрыва на нижележащие горизонты.

Действие взрыва наклонного заряда относительно кровли уступа

итыльной части массива сопровождается уменьшением заколов и сколов верхней части уступа за линией скважин. Если считать, что

действие наклонного

заряда

в

верхней

части уступа

направлено

к вертикали под некоторым углом В (воронка выброса),

то с увели­

чением угла наклона

заряда

он

будет

уменьшаться и при а = р

(а — угол наклона заряда) сколов практически не будет, т. е. отрыв породы будет происходить по оси скважины. Действие остальной части наклонного заряда направлено в нижнюю тыльную часть горного массива, что затрудняет раскрытие естественных и вновь образованных трещин, и улучшает состояние вновь образованного откоса уступа и уменьшает вероятность выхода крупных фракций при последующем взрыве.

При выборе рационального угла наклона заряда в каждом кон­ кретном случае следует исходить из следующих положений.

1. Наибольшая эффективность дробления пород взрывом дости гается при расположении зарядов параллельно откосу уступа. Увеличение угла наклона заряда свыше 3—5° по отношению к углу

откоса уступа приводит к резкому

ухудшению дробления пород

и плохой проработке подошвы уступа

[108].

5*

67

2.С увеличением угла наклона заряда увеличивается угол откоса уступа, что, в свою очередь, ведет к выполаживанию борта карьера. Это вызывает необходимость в дополнительных затратах, связанных с разносом борта карьера.

3.Результаты наших и других исследований [86, 103] показы­ вают, что с увеличением угла наклона скважины механическая и техническая скорость бурения уменьшается. Причем абсолютное различие между скоростями бурения при разных углах наклона уменьшается с увеличением глубины скважины.

4.При большем наклоне скважины необходимо создать большее усилие для ее бурения, что ведет к значительному увеличению массы бурового станка, за счет чего повышается его стоимость, а также стоимость бурения 1 м скважины.

5.С увеличением угла наклона заряда увеличивается ширина развала горной массы, что повышает разубоживание руды и снижает производительность экскаватора.

При проведении исследования эффективности взрывания наклон­ ных зарядов в условиях Кальмакырского карьера в качестве оценоч­ ных факторов, влияющих на дробление горных пород, были приняты энергетический показатель (удельная энергия заряда ВВ), крепость

иструктурные особенности взрываемых пород, параметры располо­ жения зарядов и способы взрывания. Для этой цели на рабочих уступах карьера были определены участки, на которых взрывали блоки наклонными и вертикальными зарядами.

Участки выбирались с таким расчетом, чтобы естественные фак­ торы, влияющие на результат взрыва наклонных и вертикальных зарядов, были сопоставимы в пределах каждого участка.

Основными критериями для выбора участков были идентичность высоты уступов, крепость пород, их трещиноватость, обводненность и др., что позволило оценить производительность буровых станков, качество дробления горной массы и производительность экскавато­ ров в зависимости от результатов взрыва.

Для исключения влияния производительности станка на стои­ мость отбойки горной массы бурение наклонных и вертикальных скважин на участках осуществлялось одним и тем же буровым стан­ ком БС1П-2м с шарошечным долотом диаметром 190 мм. Бригада, обслуживавшая станок, была постоянной; режим бурения выдер­ живался одинаковым.

При отбойке наклонными зарядами параметры буровзрывных

работ задавались одинаковыми с

вертикальными или изменялись

в меньшую или большую сторону.

Взрывание вертикальных зарядов

производилось при этом по принятым на карьере параметрам буро­ взрывных работ в зависимости от категории пород.

Заряжание вертикальных и наклонных скважин производилось одним и тем же типом ВВ. Конструкция зарядов, способ иницииро­ вания, коммутация взрывной сети, интервал замедления и способы взрывания были одинаковыми для наклонных и вертикальных заря­ дов в пределах экспериментального участка.

68

Качество взорванной горной массы оценивалось по грануломет­ рическому составу, определение которого проводили путем поштуч­ ного замера кусков породы в думпкарах. При этом порода разделя­ лась на фракции по крупности, причем замеру подлежали куски размером в поперечнике выше 400 мм. Процентный выход отдельных фракций определяли по формуле

я= - £ ~ ° - 100%,

к22 s

где

2 £ 0 — сумма площадей замеренных

кусков фракций, м2;

2 5

— сумма площадей поверхности думпкара,

м2;

К — коэффи­

циент формы куска. По данным ЦНИГРИ

[80],

для

Кальмакыр-

ского месторождения К =

1,33.

массы

вычислялся

по формуле

 

Средний диаметр куска

горной

 

W

2 vtdi

плч

 

 

 

 

 

_ ^

 

 

 

 

 

где у. — выход кусков отдельных

фракций,

%; di•— соответству­

ющие средние линейные размеры кусков внутри каждой фракции, см. Для установления зависимости производительности погрузоч­ ного оборудования от качества взрыва проводились хронометражные наблюдения за работой экскаваторов во время погрузки горной массы в думпкары. При определении ширины и профиля развала горной массы и величины заколов в глубь массива производились инструментальные измерения. Состояние откоса и подошвы уступа после взрыва наклонных и вертикальных зарядов оценивалось

визуально.

Данные опытно-промышленных взрывов обрабатывались методом математической статистики.

Из всего разнообразия существующих факторов, влияющих на качество дробления пород, наиболее существенными являются удельный расход ВВ, параметры сетки расположения скважин и условия взрывания зарядов.

Всвязи с этим необходимо установить для карьеров, сообразно

сприменяемым оборудованием и горно-геологическими условиями, такие параметры буровзрывных работ, при которых стоимость 1 м3

горной массы по основным технологическим процессам будет мини­ мальной.

Решение этой задачи может быть осуществлено на основе анализа степени влияния каждого из параметров буровзрывных работ на качество дробления породы и изучения их взаимосвязи со стои­ мостью бурения, взрывания и экскавации.

Для установления зависимости между параметрами буровзрыв­ ных работ и качеством дробления пород взрывом в первую очередь необходимо выбрать критерий оценки взорванной горной массы — как основного показателя взрывной отбойки. Наиболее полной оценкой качества горной массы является ее гранулометрический

69

Соседние файлы в папке книги из ГПНТБ