6. Буро-взрывные работы.

6.1 Буровые работы.

Руда и вмещающие вскрышные породы Баженовского месторождения имеют коэффициент крепости от 8 до 17. Средневзвешенный коэффициент крепости составляет 13,5.

Такие породы и руды требуют предварительного рыхления. Рыхление заключается проведении буровых и взрывных работ. Взорванные куски породы по условию погрузки не должны превышать следующего выражения:

а ≤ 0,8 =

где Е_к – емкость ковша экскаватора, м³.

По условиям транспортирования:

а ≤ 0,5 =

где Е_к – емкость кузова автомобиля, м³.

По техническим условиям:

а ≤ 0,8В_др

где В_др – загрузочное отверстие дробилки, м.

Куски, имеющие размеры больше допустимых, называют негабаритными и подвергают дополнительному дроблению. Увеличение доли крупных кусков, а тем более негабаритных, во взорванной горной массе приводит к значительному снижению производительности экскаваторов, а погрузка негабаритных кусков – поломкам горного оборудования и срока его службы.

На карьерах для соответствия производительности бурового станка, объема горных работ и для полноты использования бурового оборудования установлено соотношение d_скв, мм.

d_скв = 120÷150 ≈ 142∙ ≈ 215

где П_гм – производственная мощность карьера по горной массе, млн.м³.

Полученные значения диаметра принимают ближайшим по технической характеристике станка. Ближайший диаметр долота 215 мм у станка 2СБШ-200-32.

Таблица 5 - Техническая характеристика 2СБШ-200-32.

Показатели	2СБШ-200-32
Диаметр долота, мм	215-244,5
Глубина скважины, м, не более	32
Направление бурения к вертикале, градус	0;15;30
Длина штанги/ход непрерывной подачи	8/1
Осевое усилие, кН, не более	300
Скорость подачи/подъёма бурового снаряда, м/с	0,025/0,48
Частота вращения долота, с-1	0,2 – 4,0
Крутящий момент на вращателе, кН∙м	6,65 – 2,12
Подача компрессора, м3/с	0,417
Мощность электродвигателей, кВт:
установленная	350
вращателя	60
компрессора	200
хода	32
Ходовое оборудование	Э-1252
Скорость движения, км/ч	0,6
Давление на грунт, МПа	0,1
Габариты, мм	9180х4600х13840
Масса станка, т	55

Таблица 6 – Характеристика физико-механических свойств пород Баженовского месторождения.

Наименование горной породы	Плотность т/м3	Коэф. крепости	Коэф. трещиноватости	Предел прочности, МПа, на:
				сдвиг	растяж.	сжатие
Габбро	3,02	15,2	1,05	75,0	23,3	144,7
Диориты	2,83	17,3	1,05	80,0	21,6	135,0
Перидотиты	2,82	13,7	1,05	70,0	20,0	138,8
Кварц-карбонатные породы	2,67	8,8	1,15	38,0	13,4	94,5
Серпентиниты	2,68	9,6	1,1	52,0	18,5	103,6

Техническая производительность бурения скважин V_бур, м/час, станками 2СБШ-200-32 определяется по формуле:

где Р_о - оптимальное осевое усилие, К_н;

n _b – оптимальная частота вращения бурового става, мин^-1;

П_б - показатель буримости пород;

d_дол – диаметр долота, см.

Показатель буримости горных пород П_б, определяется по формуле:

П_б = 0,07(G_сж+G_сдв)+0,7∙j = 0,07(103,6+52)+0,7∙2,68 = 13

где G_сж – предел прочности породы на сжатие, Мпа;

G_сдв – предел прочности породы на сдвиг, Мпа;

j – плотность пород, т/м³.

По показателям буримости П_б определяется класс горных пород:

I класс – легко буримые (П_б=1÷5);

II класс – средней трудности бурения (П_б=5÷10);

III класс – труднобуримые (П_б=10÷15);

IV класс – весьма труднобуримые (П_б=15÷20);

V класс – исключительно труднобуримые (П_б=20÷25).

Оптимальное осевое усилие Р_о, кН, определяется по формуле:

Р_о = К∙П_б∙d_дол = 0,76∙13∙21,5 = 212,4

где К – коэффициент, зависящий от показателя буримости, в соответствии с таблицей 7.

В зависимости от показателей буримости пород П_б и определенного диаметра долота d_дол в соответствии с рисунком 1, определяется частота вращения бурового става n _в.

Рисунок 1 – зависимость оптимальной скорости вращения бурового става станков СБШ от П_б и d_дол.

Таблица 7 – Значение коэффициента К в зависимости от показателя буримости горных пород

Пб	>8	10	12	14	16	18
К	0,700	0,725	0,750	0,775	0,800	0,825

Сменная производительность бурового станка А, м/смену, определяется по формуле:

А = (Т_см-(Т_пз+Т_р+Т_в))∙V_бур = (8-(0,5+0,7+0,03)∙7 = 47,4

где Т_см – продолжительность смены, ч;

Т_пз – подготовительно-заключительные операции в течение смены, ч;

Т_р – затрата времени на ремонт в течение смены, ч;

Т_в - затрата времени на вспомогательные операции в течение смены, ч.

Величина преодолеваемой линии сопротивления по подошве W_лсп, м, для вертикальных скважинных зарядов, определяется по формуле:

W_лсп = 53К_т∙d_скв∙ ∙(1,6-0,5m)

W_лсп = 53∙1,1∙0,225∙ ∙(1,6-0,5∙0,88) = 9

где К_т – коэффициент трещиноватости пород;

d_скв – диаметр скважины, м.

d_скв = d_дол∙К_разб = 215∙1,05 = 0,225

К_разб – коэффициент разбуривания скважин;

j – плотность пород, т/м³;

m – коэффициент сближения скважин;

К_n – поправочный коэффициент взрывчатого вещества по отношению к аммониту;

Δ – плотность заряда в скважине, кг/дм³.

Удельный расход взрывчатого вещества q, кг/м³, определяется по формуле:

q = ∙ = ∙ = 0,6013

где P – работоспособность взрывчатого вещества, см³ (игданит);

f – крепость пород.

Вместимость погонного метра скважины p, кг/пм, определяется по формуле:

p = 7,85∙ ∙Δ = 7,85∙2,25²∙0,9 = 44

- диаметр скважины, дм.

Полученная линия сопротивления по подошве проверяется по условию безопасности обуривания уступа:

W_без = Н_у∙ctgα+с = 10∙ctg70^о+3,4 = 7

где Ну – высота уступа, м;

α – угол откоса уступа, град;

c – призма обрушения, м.

Призма обрушения определяется по формуле:

c = (ctgβ-ctgα)∙Hу = (ctg55^о-ctg70^о)∙10 = 3,4

Длина скважины l_скв, м, определяется по формуле:

l_скв = H_у+l_пер = 10+2,9 = 12,9

Длина перебура l_пер, м, определяется по формуле:

l_пер = (10÷15)d_скв = 13∙0,225 = 2,9

Расстояние между скважинами в ряду а, м, определяется по формуле:

а = m∙W_р = 0,88∙8 = 7

Расстояние между рядами скважин b, м определяется по формуле:

b = (0,9÷1)a = 1∙7 = 7

Определение выхода горной массы j, м³/пог, с одного погонного метра скважины (при 2-х рядном расположении скважин) определяется по формуле:

Годовой объем буровых работ в карьере Q_{бур.раб.}^год, м³/год, определяется по формуле:

где П_гм – годовая производственная мощность карьера по горной массе, м³.

Годовая производительность бурового станка Q_бур.ст.^год, м³/год, определяется по формуле:

где n – число рабочих смен в сутки станка;

N_раб – количество рабочих дней станка на бурение скважин в году.

Количество буровых станков N_бур.ст., шт, определяется по формуле:

6.2 Взрывные работы.

После обуривания блока производится его зарядка и взрывание.В качестве ВВ в сухих скважинах используются – игданит. Это тратилонесодержащее ВВ, изготавливается на стационарных пунктах карьера или в смесительно-зарядных машинах. В состав ВВ входят аммиачная селитра гранулированная 94%, соляровое масло 6%, алюминевая пудра. Относится к ВВ невысокой мощности. Предназначено для взрывания пород некрепких и средней крепости.

Взрывание короткозамедленное детонирующим шнуром. Для создания интервала замедления используется пиротехническое реле с интервалом замедления 35 мс марки РП-8. Для изготовления контрольных и зажигательных трубок применяется огнепроводный шнур марки ОША и капсюль-детонатор марки КД-8Б. В качестве промежуточного детонатора используется шашка-детонатор Т-400, масса шашки 400 грамм.

Вес скважинного заряда для первого ряда скважин Q_скв^1р, кг, определяется по формуле:

Вес скважинного заряда для второго ряда скважин Q_скв^2р, кг, определяется по формуле:

Длина заряда для первого ряда l_зар^1р, м, определяется по формуле:

Длина заряда для второго ряда l_зар^2р, м, определяется по формуле:

Длина забойки для первого ряда l_заб^1р, м, определяется по формуле:

Длина забойки для второго ряда l_заб^2р, м, определяется по формуле:

Величина забойки должна быть в пределах:

0,6W_лсп < l_заб < W_лсп

Если это условие не соблюдается, то параметры буровзрывных работ пересматриваются.

Интервал замедления τ, мс, определяется по формуле:

где К – коэффициент, зависящий от взрываемости пород.

Полученное значение округляется до ближайшего стандартного (25; 35; 50мс).

τ = 25 мс.

Ширина развала пород В_р, м, определяется по формуле:

где К_з – коэффициент дальности и отброса пород;

К_в – коэффициент, характеризующий взрываемость пород;

q – удельный расход ВВ, кг/м³;

n_р – число рядов;

b – расстояние между рядами скважин, м.

6.3 Механизация зарядных и забоечных работ.

После обуривания скважин необходимо произвести зарядку и забойку. Зарядка гранулированных ВВ производится с помощью зарядных машин МЗ-8. Зарядные машины этого типа изготовлены на шасси автомобиля МАЗ-503Б или КрАЗ –219. Грузоподъемность – 8 тонн, производительность – 400 кг/мин, тип рабочего органа – пневмодиафрагма. Пневмодиафрагма находится внутри бункера, выполненная из эластичной прорезиненной ткани. Она предназначена для перемещения ВВ на силовой направляющий полок, с помощью которого ВВ сбрасывается в разгрузочную воронку и поступает в скважину.

Забойка скважин занимает значительные время, существенно увеличивая сроки подготовки взрывов и связанные с этим простои оборудования, но она необходима для повышения эффективности взрывных работ, т. к. забойка предотвращает потери энергии при детонации ВВ. Для забоечных работ используется машина марки ЗС – 1Б, смонтированная на базе автомобиля МАЗ – 509 и состоит из бункера вместимостью 5м^3, конвейера со скребками. В конце бункера укреплена конусная воронка для направления забоечного материала с ленточного конвейера в скважину. В качестве забойного материала используют отходы обогатительных фабрик. Применение ленточного конвейера боковой разгрузки забоечного материала обеспечивает высокое качество забойки скважин, увеличивает производительность машины более чем на 15 %, позволяет водителю машины вести наблюдение за процессом забойки скважины.

6.4 Дробление негабарита в карьере.

При принятой технологии отбойки горной массы вертикальными скваженными зарядами, выход негабарита составляет 2%. Максимальный размер куска руды по условиям дробления на обогатительной фабрике 1000-1200 мм.

Максимальный размер кусков породы по условиям погрузки не должен превышать:

а ≤ 0,8 ³√Е_к = 0,8³√5 = 1,4 м.

где Е_к – емкость ковша экскаватора, м³ .

Максимальный размер куска негабарита по условиям транспортирования не должен превышать:

а ≤ 0,5 ³√Е_куз. = 0,5³√21 =1,4 м.

где Е_куз – емкость кузова автосамосвала, м³.

Дробление негабарита в карьере производится пневмобутобоями Б-2М, на базе экскаватора. Пневмобутобой выполнен как навесное оборудование к экскаватору и устанавливается вместо ковша.Cжатый воздух подается от компрессоров. Размеры негабарита влияют, как на время, так и на качество дробления. Длительность разрушения негабарита 2 мин. Сменная производительность пневмобутобоя 200 м³ в смену.

Таблица 8 – Техническая характеристика пневмобутобоя.

Показатели	Б-2М
Энергия единичного удара, кДж	1100
Число ударов в минуту, уд/мин	600
Ударная мощность, кВт	11
Расход воздуха, м3/мин	15
Масса пневмобутобоя, кг	300
Тип экскаватора	Э-153

Годовой объем работ по вторичному дроблению V^втор_год, м³, определяется по формуле:

где Z – процент выхода негабарита, %;

j – объемная масса пород, т/м³.

Количество дробильных установок для дробления негабарита N_уст, шт, определяется по формуле:

где П_см – сменная производительность пневмобутобоя, м³;

n – число смен в сутках ;

N_р – число рабочих дней в году.

6.5 Расчет безопасных расстояний при ведении взрывных работ.

6.5.1 Расчет расстояния, опасного по разлету отдельных кусков породы.

Расстояние, опасное для людей по разлету отдельных кусков породы r_разл, определяется по формуле:

где η_з – коэффициент заполнения скважины ВВ.

где l_зар – длина заряда в скважине, м;

l_скв – длина скважины, м.

Коэффициент заполнения скважины забойкой η_заб, определяется по формуле:

где l_н – длина свободной от заряда верхней части скважины, м;

l_заб – длина забойки, м;

Д – диаметр скважины, м;

а – расстояние между скважинами в ряду или между рядами, м.

Расстояние опасное по разлёту отдельных кусков породы в сторону местности расположенной ниже 30 м, считая от верхней отметки взрываемого участка R_разл, м, определяется по формуле:

где К_р – коэффициент учитывающий особенности рельефа местности.

где Н – превышение верхней отметки взрываемого участка над участком границы опасной зоны, м.

6.5.2 Расчет расстояния, безопасного по действию воздушной ударной волны на застекление.

Расстояние безопасное по действию воздушной ударной волны на застекление r_в, м, определяется по формуле:

где К₁ – коэффициент, учитывающий крепость горных пород;

К₂ – коэффициент, учитывающий температуру воздуха;

К_зам – коэффициент, учитывающий интервал замедления;

Эквивалентная масса одновременно взрываемых зарядов Q_э, кг, определяется по формуле:

где Р – вместимость ВВ одного метра скважины, кг;

К_заб – коэффициент забойки;

N_скв – количество скважин, в одновременно взрываемой группе, шт;

Д – диаметр скважин, м.

Длина детонирующих шнуров l_дш, м, определяется по формуле:

l_б – глубина заложения боевика;

N_б – число боевиков в одновременно взрываемом блоке;

N_скв – число скважин в одновременно взрываемом блоке;

a – расстояние между скважинами в ряду.

6.5.3 Расчет расстояния, безопасного по сейсмическому воздействию:

При короткозамедленном взрывании блока r_с, м, определяется по формуле:

где Q – общая масса зарядов на блоке, кг;

N – число разновременно взрываемых зарядов(групп зарядов), шт;

К_г – коэффициент, зависящий от свойств грунта в основании охраняемого объекта;

Кс – коэффициент, зависящий от типа здания;

α - коэффициент, зависящий от условия взрывания.

Длина одного блока l_бл, м, определяется по формуле:

где L_1очер – длина карьера первой очереди, м;

N_бл – число блоков в карьере.

Число скважин на блоке , шт, определяется по формуле:

где а – расстояние между скважинами в ряду, м;

n_р – число рядов, шт.

Общая масса зарядов на блоке Q, кг, определяется по формуле:

Q = N_скв ∙ Q_скв = 70 ∙ 310 = 21700

где Q_скв – средний вес скважинного заряда, кг.

Число групп зарядов N, шт, определяется по формуле:

где N_скв – число скважин в одновременно взрываемом блоке, шт.