
книги из ГПНТБ / Кутузов Б.Н. Взрывное и механическое разрушение горных пород учеб. пособие
.pdfдо 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; |
|||
/с4 |
— 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 |