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

книги из ГПНТБ / Кутузов Б.Н. Взрывное и механическое разрушение горных пород учеб. пособие

.pdf
Скачиваний:
70
Добавлен:
27.10.2023
Размер:
40.74 Mб
Скачать

до пласта, а при подходе выработки к пласту на 6 м сечение ее должно быть уменьшено до 5 м2 . Не доходя 3 м до пласта, проходку останавливают и через породную пробку и пласт бурят шпуры, за­ глубляя их на 40—60 см в почву пласта. Если давление газа в пласте не превышает 10 кгс/см2 , то пласт вскрывают сотрясательным взры­ ванием. При давлении газа более 10 кгс/см2 бурят дренажные сква­ жины для уменьшения давления газа и снижения его до 10 кгс/см2 , цосле чего производят взрывание. В настоящее время сотрясательное взрывание является основным и практически единственным способом защиты людей от внезапных выбросов. Применяют два способа сотря­ сательного взрывания — французский и бельгийский, принципиаль­

ное различие которых заключается в следующем.

 

 

 

 

Ф р а н ц у з с к и й

 

 

с п о с о б

 

 

 

обеспечивает нормальную отбойку уг­

 

 

 

ля и правильное

оконтуривание сече­

 

 

 

ния выработки взрывом. Если уча­

 

 

 

сток

предрасположен

к

внезапному

 

 

 

выбросу,

он

происходит,

как пра­

 

 

 

вило, сразу после одного из взрывов.

 

 

 

После

сотрясательного

 

взрывания

 

 

 

отбойка

 

угля

 

от массива

запре­

 

 

•ЗарядВВ

щается.

 

 

 

 

 

 

с п о с о б

 

 

 

 

Б е л ь г и й с к и й

 

 

 

 

2,0м

предусматривает

только

разрушение

рис. 104.

Камуфлетно-сотряса­

и

дегазацию пласта в целике, после

чего

производится его отбойка руч­

тельное

взрывание

ными

инструментами

или

механиз­

 

 

 

 

 

 

мами.

Боковые

породы

опасных

пластов

на

шахтах Бельгии

слабые

и

сотрясательное

взры­

вание с нормальной отбойкой угля вызывает их разрушение. Опыт применения сотрясательного взрывания в Западной Европе показал, что оно не обеспечивает полной безопасности, так как имеются слу­ чаи взрыва метана, угольной пыли и запоздалых выбросов.

Камуфлетно-сотрясательное и камуфлетное взрывание. Сущность камуфлетно-сотрясательного (рис. 104) и камуфлетного взрывания за­ ключается во взрывании зарядов в глубоких шпурах или скважинах, не проявляющих разрушительного действия на обнаженных поверх­ ностях забоя.

При взрывании зарядов ВВ внутри массива происходит значи­ тельное трещинообразование, снижение давления газа в пласте, его' дегазация, уменьшение крепости угля и повышение скорости сдви­ жения боковых пород.

Камуфлетно-сотрясательное взрывание рекомендуется приме­ нять в очистных и подготовительных забоях, находящихся в зоне различных геологических нарушений.

В нормальных условиях залегания угольных пластов допускается ррименение только камуфлетного взрывания с последующей выемкой

угля отбойными молотками, проходческими машинами и механиз­ мами. Дл я каждого забоя, где применяется камуфлетно-сотрясатель- ное и камуфлетное взрывание, составляют инструкции и паспорта буровзрывных работ. Для производства камуфлетного и камуфлетносотрясательного взрывания необходимы предохранительные ВВ, допущенные для применения в шахтах, опасных по внезапным вы­ бросам угля или газа. В качестве СВ применяют электродетонаторы мгновенного и короткозамедленного действия с интервалом замедле­ ния не более 130 мс. Взрывание зарядов производится за один прием*

На основе обобщения результатов большого числа взрывов камуфлетных зарядов в различных горно-геологических условиях пред-1 ложена эмпирическая формула для подсчета веса заряда ВВ.

 

 

 

Q = knqaWvm,

кг,

(IX.6)

где кп

— коэффициент,

учитывающий

мощность пласта;

при мощ­

 

ности более 1 м кп = 0,3 — 0,7, при мощности менее 1 м

 

кп = 0,7

-^-1;

 

 

q — удельный

расход ВВ, кг/м3 ;

 

 

а — зона влияния

камуфлетного

взрыва, м;

 

Wp

— расчетная л.

н. с , м;

 

 

т— мощность пласта, м.

Значения удельного расхода ВВ приняты в зависимости от коэф­ фициента крепости угля:

Коэффициент крепости

по шкал е

 

 

 

 

проф. М. М. Иротодьяконова . .

0,4—0,6

0,6—1

1—2

2—2,5

Удельный расход В В ,

кг/мЗ . . .

0,3—0,35

0,35—0,4

0,4—0,45

0,45—0,5

Зона, в которой наблюдаются изменения пласта после взрывных работ, обусловливающие возникновение внезапного выброса угля или газа, называется з о н о й в л и я н и я , а половина диаметра этой зоны — р а д и у с о м в л и я н и я . Радиус влияния изменяется по разным пластам и составляет 0,7—1,5 м при весе заряда 1,8—3 кг. Расстояние между зарядами ВВ, помещенными в шпуры, принимается равным сумме двух радиусов влияния. Количество камуфлетных зарядов определяется, исходя из размеров защищаемого участка. Запас глубины камуфлетных шпуров (расстояние от конца забоя до обнаженной поверхности) должен быть не менее 5 м, рассто­ яние между шпурами для камуфлетного взрывания — не менее 0,6 м.

Торпедирование угольного массива применяется для

борьбы

с внезапными выбросами в очистных и подготовительных

выработ­

ках при переходе геологических нарушений и зон, наиболее

опасных

по внезапному выбросу. При торпедировании в результате взрыва зарядов, размещенных в скважинах, вокруг них образуется зона трещиноватости, которая обеспечивает снижение пластового давления газа, уменьшает вероятность выброса и облегчает выемку угля вслед­ ствие снижения сопротивляемости угольного пласта разрушению комбайном или стругом.

Величину заряда ВВ и расстояние между скважинами опреде­ ляют опытным путем. За радиус влияния торпедированной скважины

принимается расстояние, на котором давление газа снижается на 50%. Время, в течение которого должно произойти это снижение, обусловливает продолжительность выемки угля между двумя оче­ редными сериями торпедирования, оно должно быть не более трех суток.

Опытным путем радиус торпедирования скважин определяют в нормальных условиях залегания пласта, а для участков с геологи­ ческими нарушениями его принимают на 20% меньшим. Если вели­ чина радиуса влияния скважины получена меньше 2 м, производятся опыты при большей величине заряда.

а

S

Р и с . 105. Торпедирование угольного пласта скважинными зарядами:

1 — откаточный штрек; 2 — вентиляционный штрек; з — откаточный штрек верхнего горизонта; 4 — глиняная пробка; 5 — заряды

Зазор между зарядами и стенкой скважины при торпедировании должен быть не менее 60 мм. Минимально допустимый диаметр сква­ жины 120 мм.

Для торпедирования используют детонит, скальный аммонит, де­ тонирующий шнур и предохранительные электродетонаторы мгно­ венного и короткозамедленного действия. Патроны ВВ укладывают вплотную один к другому в два или несколько рядов в зависимости от принятой величины заряда. По длине заряда прокладывают дето­ нирующий шнур (ДШ) и пеньковую веревку. Патроны с ДШ привя­ зывают к пеньковой веревке и для защиты от повреждений поме­ щают в полиэтиленовый рукав, обматываемый шпагатом.

Минимально допустимое расстояние патрона-боевика от устья скважины 5 м.

Если торпедируемое геологическое нарушение расположено по всей длине лавы, то концы заряда располагают не ближе 5 м от отка­ точного и вентиляционного штреков. Если размеры геологического нарушения меньше длины лавы, то заряд располагают на 10 м выше

или ниже геологического нарушения. В скважинах глубиной 15— 20 м длина заряда должна быть на 5 м меньше длины скважины.

При торпедировании применяют две основные схемы расположе­ ния зарядов: в сквозных скважинах, параллельных линии забоя (рис. 105, а), и в наклонных (рис. 105, б).

Для заряжания сквозных скважин заряд с помощью троса вруч­ ную втягивают в скважину. После заряжания нижний конец сква­ жины герметизируют на глубину до 3 м и заливают ее водой. Тупи­ ковые скважины заряжают составными забойниками с вилкой для захвата петли веревки. Заряды взрывают не позднее чем через 45 мин после заливки скважины водой.

§ 53. Взрывные работы при подземной добыче угля и руды

Отбойка угля. Правильное залегание на больших площадях, невысокая крепость угля обеспечивают простоту его отбойки и рас­ чета зарядов. Основной объем угля отбивают шпуровыми зарядами в лавах и под щитами (при щитовой разработке крутых пластов Куз­ басса).

Рис. 106. Схема отбойки угля в очистных забоях

При отбойке угля в лаве без подрубки шпуры располагают в один или два ряда (при мощности пласта более 1 м) наклонно к линии за­ боя (рис. 106, а), чтобы обеспечить отбрасывание угля. При этом удельный расход ВВ составляет 0,2—0,4 кг/м3 .

При отбойке угля с подрубкой (рис. 106, б) шпуры бурят на вели­ чину вруба перпендикулярно линии забоя и заряжают их из расчета расхода ВВ (типа ПЖВ-20) 0,1-0,2 кг/м3 .

Отбойка под щитами заключается в разбуривании и взрывании угля, расположенного в подщитовом пространстве, в первую очередь вокруг углеспускных печей (рис. 106, б) и выпуска его для погрузки. Расход ВВ (типа ПЖВ-20) 0,1-0,2 кг/м3 .

Отбойка угля скважинами диаметром 40—100 мм, пробуренными параллельно линии забоя (рис. 106, г), производится при наклонном

залегании пластов, заряжание скважин производится рассредоточен­ ными зарядами ВВ, подсоединенными к ДШ, проложенному по всей длине скважины. Скважины с зарядами часто заполняют водой. Достоинство метода заключается в хорошем дроблении угля и не­ значительном пылеобразовании при отбойке.

Отбойка руды. В настоящее время подземная разработка место­ рождений полезных ископаемых производится в основном с отбой­ кой руды взрывным способом. Трудоемкость отбойки достигает 40— 50% общей трудоемкости очистной выемки.

Отличительными особенностями ведения буровзрывных работ в подземных условиях являются: разнообразие горно-геологических условий залегания и способов разработки рудных тел; неразрывная связь буровзрывных работ с технологией отработки месторождения и с применяемым горным оборудованием; разнообразие методов веде­ ния буровзрывных работ; изменение физико-механических свойств горных пород в зависимости от глубины залегания; необходимость проектирования буровзрывных работ с учетом поддержания или обрушения налегающих пород при минимально возможных потерях и разубоживании горной масссы.

По условиям залегания, разработки рудных тел и способам веде­ ния буровзрывных работ месторождения могут быть разделены на следующие группы: рудные тела, отрабатываемые камерными система­ ми разработки с отбойкой скважинными зарядами; то же, с минными зарядами; мощные пологие месторождения, разрабатываемые шнуро­ выми зарядами (с применением самоходного оборудования); маломощ­ ные жильные и пластовые месторождения, отрабатываемые шпуро­ выми зарядами; месторождения со специфическими условиями веде­ ния буровзрывных работ.

Отбойка руды скважинными зарядами диаметром 40—190 мм. При­ менение зарядов увеличенного диаметра наиболее перспективно при разработке мощных месторождений крепких руд с применением боль­ шегрузного погрузочно-доставочного оборудования и большим раз­ мером кондиционного куска (свыше 0,7 м). Отбойка руды зарядами увеличенного диаметра успешно применяется на Тырныаузском, Лениногорском, Зыряновском и на других месторождениях. Примене­ ние зарядов уменьшенного диаметра целесообразно при разработке месторождений средней мощности системами разработки с поэтажной выемкой при небольшом размере кондиционного куска (0,4—0,5 м). Этот способ отбойки широко применяется в Швеции (рудники «Кируна», «Мальмбержет») и в Канаде (рудник «Флин-Флон»).

Различают

параллельное, веерное, ярусное и пучковое (рис. 107)

расположения

скважинных

зарядов в объеме отбиваемой руды.

П а р а л л е л ь н ы е

скважины применяют при низкой стои­

мости подготовительно-нарезных работ, высоких требованиях к ка­ честву отбитой горной массы, необходимости четкого оконтуривания массива, высокой стоимости бурения скважин.

Наиболее распространено в е е р н о е расположение

скважин.

По сравнению с параллельными скважинами эта схема

характери-

зуется некоторым снижением выхода руды с і м скважины, увеличе­ нием расхода ВВ на отбойку и большим выходом негабарита. Од­ нако затраты на подготовку и нарезку блока или камеры, а также на операции по перестановке и транспортированию бурового обору­ дования значительно ниже, чем при параллельном расположении.

ч

6

Рис. 107. Расположение скважинных зарядов:

а — параллельное; б — веерное; в — ярусное; г — пуч­ ковое; 1 — скважины; 2 — отбитая руда; з — буровые орты

Я р у с н о е расположение скважин характеризуется значитель­ ным выходом негабарита, в связи с чем оно не получило широкого распространения. Обычно эта схема расположения зарядов при­ меняется при выемке трещиноватых, хорошо дробимых руд, при ис­ пользовании тяжелых буровых машин с минимальным числом их перестановок и при высокой стоимости подготовительно-нарезных работ.

П у ч к о в о е расположение скважин предпочтительно при при­ менении многошпиндельных буровых агрегатов, позволяющих сни­ зить трудоемкость бурения. Кроме того, эта схема расположения позволяет сконцентрировать энергию разрушения в отдельных

12*

179

участках отбиваемого массива, что в ряде случаев улучшает качество его дробления.

По направлению действия взрыва в пространстве различают от­

бойку руды г о р и з о н т а л ь н ы м и ,

в е р т и к а л ь н ы м и ,

н а к л о н н ы м и

 

и р а д и а л ь н ы м и

п р и р е з к а м и

а

і

п

 

ш

Рис. 108. Расположение скважинны х зарядов по

направлению действия

взрыва:

а — горизонтальными прирезками;

б — вертикальными;

в наклонными и радиальными;

I — I I I стадии вы­

емки

(рис. 108). Выбор рациональной схемы производится с учетом пре­ обладающей трещиноватости массива и принятой системы разработки.

По условиям действия взрыва применяют отбойку руды н а о т ­ к р ы т о е в ы р а б о т а н н о е п р о с т р а н с т в о с о д н о й

о б н а ж е н н о й

п о в е р х н о с т ь ю

(отработка

основных за­

пасов в камерах), с

н е с к о л ь к и м и о б н а ж е н н ы м и п о ­

в е р х н о с т я м и

(отработка целиков)

и н а

з а ж а т у ю

с р е д у .

 

 

 

При начале работ в камере проходят восстающий, в результате расширения которого образуется отрезная щель и на нее ведется отбойка (рис. 109).

В процессе отбойки руды в камере образуется пустое пространство, которое в дальнейшем заполняется обрушенной с боков и потолка камеры породой. Анализ дроблепия руды с изменением параметров

6

1

Рис. 109. Последовательность работ по отбойке руды в камере:

1 — восстающий; 2 — буровые

орты; 3 — скважины;

4 — отбитая

руда

отрезной щели или компенсационного пространства показывает, что выход крупных кусков увеличивается с увеличением размеров от­ резной щели. Это объясняется тем, что при небольшом размере ком­ пенсационного пространства летящие куски руды подвергаются до­ полнительному дроблению при ударе о противоположную стенку камеры. С удалением отбиваемого слоя от стенки эффект дробления от соударения снижается.

Для повышения устойчивости камер на ряде рудников СССР при­ меняется взрывание на разрушенную ранее породу, заполнившую выработанное пространство камеры. При взрывании происходит

уплотнение прилегающих к взрываемому массиву разрушенных по­ род и их смещение до 3 м в зоне контакта со взрываемым массивом. Зона уплотнения имеет размеры 20—30 м. Общий коэффициент раз­ рыхления руды в уплотненном участке должен быть не менее 1,2. При более низких коэффициентах разрыхления происходит пере­ уплотнение руды, что затрудняет ее выпуск из камер. При таком взрывании энергия, не расходуемая на отбрасывание породы, ис­ пользуется на дополнительное дробление, что обеспечивает сниже­ ние выхода крупных кусков. Кроме того, если создать в блоке ком­ пенсационный объем из расчета, чтобы после взрыва общий коэф­ фициент разрыхления руды был ^1,2 . можно за один прием взорвать весь блок. Особенно эффективно расположение компенсационной щели в середине блока при встречном взрывании. Физическая сущ­ ность явлений и методика расчета зарядов при блоковом взрывании с малым объемом компенсационного пространства изучены пока слабо, и работы в этом направлении продолжаются.

При отбойке руды в камерах массив обуривают из буровых вы­ работок, имеющих следующие сечения: при бурении скважин маши­ нами с погружным пневмоударником 2,5 X 2,5 м; при шарошечном бурении З X 3 м; при бурении выносными пневмоударниками облег­ ченного типа 2 X 2 м.

Анализ многолетней практики отбойки позволяет рекомендовать следующую глубину скважин: 10—15 м при бурении мощными пер­ фораторами КС-50, ПТ-55, ПТ-65; 15-20 м - станками БУ-70; 2 0 - 40 м — станками с погружными пневмоударниками (НКР-ЮОм, НКР-85) 30 м станками шарошечного бурения.

Основным фактором, определяющим качество дробления, яв­ ляется расход ВВ на отбойку. Оптимальное его значение опреде­ ляется на основе экономико-математического моделирования очист­ ной выемки единицы объема (веса) с учетом затрат на подготовительнонарезные работы, потерь и разубоживания руды.

Удельный расход ВВ на отбойку,

обеспечивающий качественное

дробление руды, определяется по формуле

 

 

q = q^jk^skik^,

кг/т,

(IX.7)

где qT

теоретический

удельный расход ВВ

на дробление руды,

kt

кг/т;

 

 

 

— коэффициент,

учитывающий

работоспособность ВВ;

к., — коэффициент,

учитывающий трещиноватость массива и тре­

к3

буемый размер кондиционного куска руды;

— коэффициент,

учитывающий схемы расположения зарядов;

4

— коэффициент,

учитывающий

условия

действия зарядов;

к5

— коэффициент,

учитывающий

плотность заряда;

кв

— коэффициент, учитывающий диаметр

скважин.

При теоретическом

расходе ВВ на дробление руды обеспечивается

качественная отбойка

массива средней трещиноватости

патрониро­

ванным аммонитом

№ 6 ЖВ в параллельных скважинах

диаметром

105 мм при одной

обнаженной поверхности.

 

Значения теоретического расхода ВВ на дробление руды в зави­ симости от коэффициента крепости пород

/

6—8

8—10

10—12 12—14 14—16 16—18 18—20

Свыше 20

Зт

0,4—0,5

0,5—0,6 0,6-0,7 0,7-0,9 0,9 - 1 1-1,2 1,2-1,3

1,3-1,5

Коэффициент кг

 

равен отношению значений теплоты взрыва при­

меняемого и эталонного ВВ (аммонита № 6 ЖВ).

 

Трещиноватость

учитывают

формулой

 

 

 

 

 

ft„ =

5 , 5 } / 5 l .

 

где

1тр — среднее расстояние между видимыми трещинами,

замерен­

 

ное но стенкам выработок в объеме отбиваемого

массива,

 

ZT p

= 0,01 ~ 0,1 м;

 

 

 

ZK — размер

кондиционного куска, м.

 

Коэффициент к3

при параллельном расположении скважин равен 1,

при веерном расположении скважин он принимается 1,1—1,2, при ярусном 1,3—1,5.

Значения коэффициента А*4 следует принимать:

1 — при отбойке

на одну обнаженную плоскость,

0,7—0,9 — на две обнаженные пло­

скости и 1,3—1,4 — на зажатую

среду.

 

При заряжании скважины патронированным

порошкообразным

ВВ вручную къ

= 1, при пневматическом заряжании россыпным ВВ

къ

= 0,9 0,95,

при

использовании водонаполненных

ВВ къ =

=

0,85 — 0,9, при прессованных патронированных ВВ кь

= 0,8 —

— 0,85. '

 

 

 

 

 

Коэффициент кв

=

1 при диаметре скважин 105 мм. При взрыва­

нии скважин другого

диаметра его значение может быть

получено

из

выражения

кв

= d/105.

руды, за­

 

Определив

по формуле (IX.7) расход ВВ на отбойку

даются коэффициентом сближения скважинных зарядов, который

рационально выбирать в пределах от 1 до 2.

Исходя из вместимости

скважин,

определим выход руды с і м

скважины

7,85 • 10-4rf2д/с7

D

із =

9

, м ,

 

 

где d — диаметр скважины, мм;

 

А — плотность ВВ в заряде, г/см3 ;

 

А", коэффициент, учитывающий

неполное заряжание скважин.

Величина коэффициента к1 составляет при параллельном распо­ ложении скважин 0,8—0,9, при веерном 0,7—0,8 и при ярусном 0,5— 0,7. Параметры параллельного расположения скважин определяют

по формуле (VI.47). При веерном

расположении скважин основные

параметры можно определить из выражений:

W = V ^ ;

a =

г

\ f ^ ,

f

my '

 

у

Соседние файлы в папке книги из ГПНТБ