Текст книги "Метод определения энергоэффективности технологий и механизации горных работ по добыче полезных ископаемых открытым способом"

Автор книги: Юрий Анистратов

сообщить о нарушении

Текущая страница: 3 (всего у книги 8 страниц)

Отсутствие в настоящие время надежного способа получения посредством взрыва необходимой степени дробления требует применения передвижной дробильной техники в забое. Применение железнодорожного и автомобильного транспорта не требует высокой степени дробления. Кроме того, вскрытие месторождений для железнодорожного и автомобильного транспорта связанно с большими затратами овеществленной энергии на производство горнокапитальных работ по сооружению траншей и полутраншей.

Решению этих и других задач призван служить энергетический метод исследования.

С его помощью можно сравнить большое количество вариантов в конкретных условиях, как для всего технологического потока, так и отдельных его звеньев.

Совокупность всех комплектов оборудования технологических потоков будет представлять собой структуру комплексной механизации на карьере. Следовательно, предложенный метод позволяет выбирать при проектировании или при анализе действующего карьера оптимальную структуру комплексной механизации для карьеров с полускальными и скальными породами с учетом свойств горных пород месторождения и его природных условий.

Особенно эффективен метод при оценки новых видов способов разрушения горных пород (электротермический, плазменный, газодинамический и т.п.), новых средств и механизации разработки горных пород, экономическая эффективность которых оценивается ориентировочно. Благодаря возможности определения энергопоглощения по процессам можно установить отдельно участие каждого вида энергии в производстве продукта. Учитывая различную техническую возможность канализации энергии к месту производства работы и различную ее стоимость появляется возможность оценить перспективные виды энергии используемые в открытых горных работах.

Таким образом, область применения энергетического метода исследования можно сформулировать следующим образом:

методом оцениваются технологические потоки, их составные части и комплекты оборудования для разработки горных пород, а через них структура комплексной механизации всего карьера независимо от колебания цен на оборудования и материалы;

в конкретных условиях действующего карьера энергетическим методом можно обосновать эффективность замены машин в отдельных звеньях технологического потока;

метод позволяет учитывать в технологическом процессе качество и свойства горной массы и конечного продукта;

методом оцениваются технологические потоки вместе с их природными условиями работы;

метод позволяет установить рациональное распределение затрат по производственным процессам в технологическом цикле в зависимости от вида используемой энергии;

метод позволяет оценить эффективность новых способов разработки горных пород, технологических схем, новых машин и механизмов, а также новых видов энергии;

метод позволяет учитывать изменения физического состояния рабочего тела (горной породы) и окружающей среды в предыдущем производственном процессе, изменения свойств или состояния горной массы. В этом случае для каждого процесса необходимо проектировать технологию с учетом поглощенной ранее энергии в предыдущих процессах. Например, массив имеет, как известно, температуру +40 С, после взрыва он в зависимости от температуры и влажности окружающей среды изменяет свое состояние: при отрицательных температурах порода смерзается, при длительном пребывании в развале горная масса слеживается, уплотняется под действием сотрясений от соседних взрывов. Такое физическое состояние горной массы увеличивает затраты энергии в следующем выемочно-погрузочном процессе, следовательно, в комплектах, где по принятой технологии горная масса, вследствие длительных внешних влияний, ухудшает свои сыпучие свойства, должны применять повышенные мощности выемочно-погрузочной техники;

метод эффективно применять при определении технологии горных работ в сложных топографических и суровых климатических условиях.

5.2 Связь энергетического метода с другими методами анализа технологии и комплексной механизации горных работ на карьере.

В настоящие время при анализе работы проектных вариантов используется метод технико-экономического анализа, основными показателями которые являются затраты труда, энергии и материалов в рублях на единицу продукции.

При энергетическом методе оценивается энергопоглощаемость в процессе производства единицы продукта.

Эти два метода не исключают один другого.

Согласно указанной области применения энергетического метода с его помощью выбирается оптимальный комплект оборудования технологического потока на карьере в зависимости от свойств горных пород и массива, свойств горной массы, характера окружающей среды и природных условий. Варианты близкие к минимуму по энергопоглощению оцениваются технико-экономическим методом.

Разнообразие свойств горных пород и горнотехнических условий на карьере часто определяет необходимость в использовании нескольких комплектов, например, комплекта оборудования технологического потока для разработки насосов, комплекта для разработки окисленной зоны, комплекта для разработки коренных вмещающих пород вскрыши, комплекта для разработки полезного ископаемого.

Кроме того, в зависимости от топографических условий размещения отвалов пустых пород, некондиционных руд и пунктов приема полезного ископаемого, а также производительности карьера может быть несколько технологических потоков, аналогичных по выполняемым функциям и конструкции оборудования, но разрабатывающим различные зоны в карьере.

Отдельная оценка этих комплексов и выбор вариантов технико-экономическим анализом трудоемок и, вследствие затруднительности учета при его использовании свойств горных пород и природных условий, неэффективен.

Но в тоже время варианты возможных структур из оцененных энергетическим методом комплектов оборудования технологических потоков целесообразно оценивать технико-экономическим методом. Его возможность учитывать общекарьерные затраты, характер взаимосвязи карьера с финансирующими организациями (кредит, ссуды, госбюджет) и т.п. позволяют выбирать эффективную структуру комплексной механизации на карьере в целом.

Энергетический метод не противопоставляется технико-экономическому, а предлагается для решения самостоятельных задач по выбору технологических потоков и комплектов оборудования для них с последующей оценкой выбранного варианта экономическим методом.

Глава 3

Энергетический расчёт

параметров буровзрывных работ на карьерах

1.3 Определение удельного расхода взрывчатого вещества для разрушения массива горных пород по энергетической теории

Современное развитие технологии взрывного разрушения массива позволяет управлять энергией взрыва для качественной подготовки крепких горных пород к экскавации, получения горной массы необходимого состава по крупности, степени разрыхления и параметров развала горной массы для каждого типа комплекта оборудования технологического потока, обеспечивая его максимальную производительность.

Задачей процесса подготовки скальных и полускальных горных пород к выемке является обеспечение:

необходимой степени дробления горных пород и полное разрушение массива взрываемого блока;

соответствие размеров и формы развала параметрам конкретному комплекту оборудования технологического потока;

объема горной массы в забое, достаточного для бесперебойной и производительной работы экскавационного оборудования;

экономичности и безопасности ведения горных работ.

Степень дробления для конкретного комплекта оборудования определяется исходя из высокопроизводительной работы и минимальных затрат по всему технологическому потоку.

Экспериментальные исследования по определению зависимости производительности машин по процессам технологического потока от состава горной массы по крупности с учетом свойств сыпучей среды показывают, что изменение производительности от минимума до максимума экскавационных машин с шириной ковша В находится в интервале В/3 dср В/11 при величине размера негабарита >В/3.

Минимальные затраты по всем технологическим процессам в технологическом потоке с одноковшовым экскаватором обеспечиваются при среднем диаметре габаритной горной массы dср= В/6,5.

Развал взорванной горной массы по длине от бровки уступа должен быть минимальным, по высоте – безопасным. По правилам безопасности он должна быть равна высоте черпания, а при высокой степени разрыхления допускается 1,5h.

Объем взорванной горной массы в забое определяется из условия максимальной производительности технологического потока с учётом остановки во время взрывных работ.

Разрушение массива горных пород под действием взрыва заряда взрывчатого вещества является сложным физическим процессом, который определяется свойствами массива, взрывчатого вещества и параметрами технологии взрывного воздействия.

Управление взрывного воздействия на массив и получение необходимого для экскавации взорванной горной массы базируется на энергетической связи результата разрушения с параметрами буровзрывных работ.

Учитывая монолитность и однородность по свойствам горной породы в блоке, необходимую степень его дробления, соотношение между пределом прочности материала на сжатие и растяжение необходимая энергия (Эдр.) для дробления определяется зависимостью

,

где σсж.– предел прочности породы на сжатие, Па;

kд– коэффициент динамичности напряжения (kд = Ед/Ест)

V=1 – разрушаемый объем, м3;

Е – модуль упругости породы, Па;

n – степень дробления (n = Dо.м./dср.)

Dо.м – средний размер отдельности массива, м;

ρ – плотность породы, кг/м3.

Энергия для получения требуемой по принятой технологии и технике степень разрыхления и формирования развала, допустимого по правилам безопасности определяется зависимостью

где – начальная скорость движения горной массы при взрыве ( по данным экспериментальных исследований ее можно принимать vо= 530 м/с). Большие значения принимаются при использовании мощных взрывчатых веществ и малой плотности горной породы.

– коэффициент разрыхления горной массы в забое, = 1,1 1,4;

– плотность горной породы, кг/м3;

– расстояние от центра тяжести заходки массива до центра тяжести развала горной массы, м.

При разрушении массива скважинными зарядами

,

где с – расстояние от верхней бровки уступа до первого ряда скважин (по правилам безопасности не менее 3 м);

h – высота уступа, м;

– угол откоса уступа, градус;

– высота развала горной массы в забое, м;

– высота черпания экскаватора, м.

Сумма представляет собой энергию в Дж/м3, которую необходимо затратить при подготовке горной массы с необходимой степенью дробления, разрыхления и параметров развала взорванной горной массы.

По энергетической характеристике используемого взрывчатого вещества определяется удельный его расход (кг/м3), необходимый для дробления 1 м3 массива в нужной степени, получения заданных коэффициента разрыхления и параметров развала взорванной горной массы

,

где – удельная потенциальная энергия взрывчатого вещества, которая именуется в характеристике полной идеальной работой взрыва, Дж/кг.

– коэффициент полезного использования энергии взрывчатого вещества, который, по многочисленным исследованиям, составляет 0,04—0,06.

В развернутом виде при V=1 эта зависимость имеет вид (кг/м3)

Анализируя эту зависимость, можно видеть, что удельный расход взрывчатого вещества увеличивается с увеличением прочностных свойств массива, степени дробления и величины развала горной массы после взрыва и уменьшается с увеличением энергии используемого взрывчатого вещества

и коэффициента ее использования для дробления массива и формирования развала, необходимых параметров по технологии выемочно-погрузочных работ.

С учётом параметров применяемого экскаваторного оборудования и достижения минимальных энергозатрат по всему технологическому потоку

2.3 Управление параметрами буровзрывных работ

В карьере в конкретных природных условиях достижение необходимых параметров взорванной горной массы для горнотранспортного оборудования технологического потока обеспечивается регулированием параметров буровзрывных работ на карьере.

Параметры буровзрывных работ делятся на две группы.

К первой относятся: удельный расход взрывчатого вещества (q), диаметр заряда (d), линия сопротивления по подошве (W), сетка скважин (а х b),

ко второй: вид взрывчатого вещества, конструкция заряда, последовательность взрывания и использование замедления, число рядов скважин, величина и материал забойки.

Изменение параметров первой группы позволяет регулировать в широком диапазоне степень дробления, параметров второй группы – получение необходимых по технологическим условиям размеров развала горной массы.

Управление параметрами буровзрывных работ заключается в использовании закономерностей воздействия каждого и всех вместе на результаты взрывного разрушения массива горных пород.

По экспериментальным исследованиям действие взрыва в массиве горных пород представляется в следующем виде. Детонационная волна, которая образуется при взрыве взрывчатого вещества на границе заряд – горная порода переходит в ударную волну, параметры которой определяются свойствами массива горных пород и взрывчатого вещества. По мере удаления ударной волны от границы раздела, скорость её уменьшается вследствие потерь энергии и в дальнейшем остается постоянной. В этой зоне равной от 1 до 6 диаметров заряда напряжение, возникающее в горной породе, вызывает пластические деформации, вследствие чего ее дробление. На большем от этой величины расстоянии в радиальном направлении возникают сжимающие напряжения, в тангенциальном – растягивающие. Величина этой зоны составляет 3540 радиусов заряда. Дальше напряжение в массиве становится меньше величины сопротивления породы разрушению, и горная порода этой зоны массива испытывает только колебательные движения. Когда волна напряжений достигнет обнаженной поверхности, образуется отраженная волна, к тому же после высвобождения газов, образующихся при взрыве взрывчатого вещества, по трещинам и через забойку сильно сжатая порода первой зоны смещается в сторону центра заряда. Отраженная волна формирует в массиве вторичное сжатие от мнимого центра, находящегося на таком же расстоянии от обнаженной поверхности, как и заряд, производя разрушения в глубь массива.

По теории В. К. Шехурдина, в основу которой положен принцип энергетического состояния горной породы в зависимости от ее свойств и положения относительно поверхности земли, величину зоны сильного дробления (смятия) или преобладания пластических деформаций можно определить по выражению, м

,

где p – масса заряда в 1 м скважины, кг;

Q – теплота взрыва, ккал/кг;

A – механический эквивалент тепла 4,19 Дж/кал;

=3,14;

= (10f +gH) – удельная энергоемкость разрушения массива в зоне смятия, Дж/м3;

f – коэффициент крепости по шкале М. М. Протодьяконова;

– плотность породы, кг/м3;

g = 9,8 – ускорение свободного падения, м/с;

H – глубина расположения заряда от поверхности земли, м.

Радиус разрушения горных пород радиальными трещинами

,

где = 0,04(10f +gH)– удельная энергоемкость разрушения массива путем развития магистральных трещин, Дж/м3.

Удельный расход взрывчатого вещества. В первой группе наибольшее влияние на степень дробления пород оказывает удельный расход взрывчатого вещества.

Из рассмотренной выше энергетической теории разрушения видно, что для увеличения степени дробления горных пород требуется увеличение затрат энергии, т. е. применение более мощного взрывчатого вещества или увеличение удельного расхода взрывчатого вещества.

Однако в конкретных условиях существует предел, после которого без специальных технологических приемов увеличение удельного расхода не влияет на степень дробления.

Рассматривая влияние удельного расхода взрывчатого вещества на степень дробления горных пород, учитывается и экономический аспект. Увеличение расхода взрывчатого вещества при росте объема буровых работ влечет за собой повышение затрат на подготовку горных пород к выемке.

В практике расчетов удельный расход взрывчатого вещества для рыхления массива принимается по таблицам в зависимости от вида, коэффициента крепости и плотности пород. Трест «Союзвзрывпром» эти значения дает для эталонного взрывчатого вещества—аммонита № 6ЖВ (табл.3).

Таблица 3

Таблица определения эталонного удельного расхода ВВ

Породы

Группа пород и грунтов по СНиП

Коэффициент крепости по шкале Протодьяконова

Расчетный удельный расход ВВ для зарядов

рыхления

выброса

Песок

I

–

–

1,-1,8

Песок плотный или влажный

I-II

–

–

1,2-1,3

Суглинок тяжелый

II

–

0,35-0,4

1,3-1,8

Глина ломовая

III

–

0,35-0,45

1,2-1,8

Лёсс

III-IV

–

0,3-0,4

0,9-1,2

Мел, выделочный мергель

IV-V

0,8-1

0,2-0,4

0,9-1,2

Гипс

IV

1,1,5

0,35-0,45

1,1-1,5

Известняк ракушечный

V-VI

1,5-2

0,35-0,6

1,4-1,8

Опока, мергель

IV-VI

1-1,5

0,3-0,4

1-1,3

Туфы трещиноватые, плотные, пемза тяжелая

V

1,5-2

0,35-0,3

1,2-1,5

Конгломерат брекчии на известковом и глинистом цементе

IV-VI

2-3

0,35-0,45

1,1-1,4

Песчаники на глинистом цементе, сланец, глинистый, серицитовый мергель

VII-VIII

3-6

0,4-0,55

1,2-1,6

Доломит, известняк, магнезит, песчаник на известковом цементе

VII-IX

5-6

0,4-0,6

1,2-1,8

Известняк, песчаник, мрамор

VII-IX-

6-9

0,4-0,8

1,2-2,2

Гранит, гранодиорит

VIII-IX

2-12

0,5-0,8

1,7-2,1

Базальт, диабаз, андезит, габбро

IX-XI

6-20

0,6-0,85

1,7-2,2

Кварцит

X

12-14

0,5-0,8

1,6-2

Порфирит

X

16-20

0,6-0,8

2,2-2,3

В случае, если применяются другие типы ВВ, значение удельного расхода умножают на переводной коэффициент (табл. 4.)

Таблица 4

Поправочный коэффициент к выбору

удельного расхода ВВ

Взрывчатое вещество

k

Взрывчатое вещество

k

Карбатол ГЛ-10В

0,79

Аммонит №6ЖВ

1

Скальный аммонал №3

0,8

Граммонит 79/21

1

Скальный аммонал №1

0,81

Граммонит 50/50

1,11

Детонит М

0,82

Гранулит М

1,13

Гранулит С-2

1,13

Алюмотол

083

Игданит

1,13

Гранитол 7А

0,86

Граммонит30/70

1,14

Гранулит АС-8

0,89

Аммонит АП-5 ЖВ

1,14

Гранулит АС-8В

0,89

Акватол Т-20

1,2

Гранулит АС-4

0,98

Гранулотол

1,2

Однако этот метод не увязывают конкретные физико-механические свойства массива с выбором и расчётом удельного расхода взрывчатого вещества с необходимостью степенью дробления горных пород с конкретной экскавационной машиной и ёё параметрами.

Предложенный метод ведёт расчет параметров паспорта буровзрывных работ для конкретной экскавационной машины с последующим транспортом, отвалообразующей машины, а для полезного ископаемого и машин, занятых на его переработке для потребителя для обеспечения минимума затрат по всему технологическому потоку и максимальной производительности комплекта машин в него входящих.

Экспериментальными исследованиями и практикой доказано, что увеличение степени дробления массива пропорционально увеличению полезного использования энергии взрыва. С этой целью применяют взрывание зарядов в зажатой среде путем использования “подпорной стенки”, мгновенного взрывания многорядного блока без замедления и специальных запирающих зарядов в забойке скважины.

Технология взрывания массива при наличии подпорной стенки заключается в оставлении части взорванной горной массы от предыдущего взрыва у откоса взрываемого блока, объем которой создает дополнительную нагрузку на массив и выполняет роль своеобразной забойки для трещин, образующихся в массиве от предыдущего взрыва на глубину около 100d (рис. 6).

Рис.6 Способы увеличения степени дробления массива:

а – взрыванием при подпорной стенке; б – взрыванием под оставленным слоем взорванной горной массы; в – мгновенным многорядным взрыванием; г – путем применения дополнительного заряда взрывчатого вещества в забойке; 1 – направления взрывной волны; 2 – зоны интерференции волн; 3 – основной заряд; 4 – дополнительный заряд; 5 – забойка; а – расстояние между скважинами; W – линия сопротивления по подошве; h – высота уступа; В – ширина подпорной стенки.

Ширину подпорной стенки (м) рассчитывают по формуле

,

где – коэффициент разрыхления породы;

– линия наименьшего сопротивления, м:

=0,20,4 – коэффициент, учитывающий использование энергии взрыва на дробление и перемещение горной массы;

q – удельный расход взрывчатого вещества, кг/м3;

– удельная энергия взрыва взрывчатого вещества, Дж/м3 или Дж/кг;

Е – модуль продольной упругости пород, Па;

– предел прочности породы при одноосном сжатии, Па.

Взрывание массива при наличии подпорной стенки уменьшает ширину развала горной массы и может использоваться как средство для формирования развала на рабочей площадке.

Эффект от использования оставляемой в массиве уступа части развала привел к идее применения взрывания под оставленным слоем горной массы от вышележащего уступа.

Эффект от применения многорядного мгновенного взрывания заключается в том, что заряды второго и следующих рядов находятся в зоне массива, ненарушенного трещинами от предыдущих взрывов, вследствие чего уменьшаются потери энергии взрывчатого вещества. Вместе с этим действие взрыва заряда каждого ряда для соседнего является своеобразным средством зажима из-за противоположной направленности взрывной волны. Все это способствует увеличению действия взрыва на массив и образованию интерференции взрывных волн.

Однако при использовании этого метода при равном расстоянии между рядами и линией сопротивления по подошве, заряды скважин каждого последующего после первого ряда по сравнению с предыдущим увеличиваются на 1015%, что приводит к увеличенному расходу взрывчатого вещества.

Сущность применения запирающих зарядов (самозаклинивающейся или активной забойки) заключается в помещении малого заряда взрывчатого вещества среди инертной забойки в скважине. При инициировании этого заряда одновременно с основным в скважине вследствие разнонаправленности взрывов создается дополнительное сопротивление основному заряду. Этим увеличивается действие взрыва основного заряда, повышается использование энергии взрыва в массиве, направленной на дробление породы. Масса запирающего заряда в забойке принимается приблизительно равной 1% от массы основного заряда.

Описанные способы увеличения действия взрыва в массиве могут применяться одновременно для получения интенсивного дробления.

Диаметр заряда. С учетом минимальных затрат по всему технологическому потоку величина эффективного диаметра скважин равна диаметру заряда взрывчатого вещества.

При постоянном удельном расходе взрывчатого вещества равномерное распределение в массиве взрывчатого вещества способствует увеличению степени дробления.

Экспериментальные исследования показывают, что уменьшение диаметра скважин снижает среднюю крупность горных пород после взрыва (dср), прямо пропорционально линейному масштабу изменения диаметра заряда взрывчатого вещества d.

Линия сопротивления по подошве. По энергетической теории расчета параметров взрывных работ линия сопротивления по подошве линейно связана с диаметром заряда.

С учетом явления трещинообразования массива при взрыве заряда взрывчатого вещества линия сопротивления по подошве должна быть равна величине радиуса трещинообразования. Практически минимальное значение линии сопротивления по подошве определяется из геометрических параметров уступа, м:

W=hCtg+c,

где h – высота уступа, м;

– угол откоса уступа;

с – расстояние оси вертикальной скважины от верхней бровки уступа, м.

Оптимальной величиной линии сопротивления по подошве принято считать:

Wопт. = 35 dскв..

В зависимости от линии сопротивления по подошве рассчитывается расстояние между скважинами и рядами и масса зарядов.

Физический смысл этой величины заключается в том, что по направлению линии наименьшего сопротивления радиальные трещины, образующиеся в результате взрыва заряда, достигают в первую очередь откоса уступа. Следовательно, этот параметр определяет зону дробящего действия заряда.

Для скважинных вертикальных зарядов на уступе с наклонным откосом линия наименьшего сопротивления находится ближе к верхней части заряда. Она меньше линии сопротивления по подошве. Для разрушения уступа на полную высоту увеличивают расход взрывчатого вещества, принимая в расчетных выражениях радиус разрушения массива радиальными трещинами, равными величине линии сопротивления по подошве W.

Следовательно, энергия скважинного заряда, рассчитанная по величине наименьшего сопротивления, недостаточна для разрушения массива, а энергия, рассчитанная по линии сопротивления по подошве, не полностью расходуется на дробление в верхней части уступа.

Уменьшение потерь энергии или полное исключение их возможно:

1) при использовании двухкомпонентного заряда в скважине;

2) при применении комбинированного заряда из котлового в нижней части и колонкового в верхней части скважины;

3) при применении наклонных скважин;

4) путем создания вертикального откоса.

Первый способ применяется на карьерах в нашей стране и за рубежом и достаточно полно освещен в специальной литературе. Он основан на различии свойств взрывчатых веществ. В нижней части заряда взрывчатое вещество с более высокой мощностью типа аммонитов, а в верхней части – взрывчатое вещество с меньшей мощностью типа гранулитов. Это позволяет при одновременном инициировании верхней и нижней частей заряда иметь разные радиусы зон разрушения массива для нижней и верхней частей уступа (рис.7).

Рис.7 Схемы однородного заряда (а), комбинированного из разных типов взрывчатого вещества (Б), котлового и колонкового заряда (в):

1 – заряд одного взрывчатого вещества; 2 – заряд другого взрывчатого вещества; 3 – забойка.

Второй способ в настоящее время находит распространение в связи с применением на карьерах буровых станков огневого бурения, с помощью которых можно бурить скважины с различными диаметрами по глубине. Заряд для нижней части уступа рассчитывают как котловой – по линии наименьшего сопротивления, для верхней – как колонковый дополнительный.

Применение наклонных скважин позволяет уменьшать линию сопротивления по подошве до линии наименьшего сопротивления, если их бурят параллельно откосу уступа, повысить эффективность использования энергии взрывчатого вещества вследствие уменьшения величины перебура скважины, обеспечения расчетного угла откоса уступа после взрыва и уменьшения величины развала горной массы.

В этом случае

.

В реальных условиях карьера применение наклонных скважин затруднено из-за сложности контроля их параллельности в ряду и не параллельности по отношению к откосу уступа. Вследствие сложной конфигурации линии верхней бровки уступа ориентация по контуру бровки в районе бурения одной или нескольких скважин может привести к существенным отклонениям от расчетного расстояния между скважинами в нижней части, что вызывает ухудшение дробления горной массы и “проработки подошвы”.

Ориентацию направления наклонных скважин необходимо проводить по направляющему тросу, который протягивают вдоль ряда буровых скважин с помощью маркшейдерских инструментов.

Вертикальный откос может быть создан способом предварительного щелеобразования (рис.8). Он заключается в том, что во взрывном блоке параллельно последнему ряду скважин бурят контурные скважины малого диаметра на расстоянии 0,50,9 м друг от друга. Эти скважины заряжают гирляндами из патронов аммонита № 6ЖВ, привязанных к детонирующему шнуру. Пространство между зарядами и стенками скважин заполняют мелкой забойкой или песком на полную глубину.

Длину забойки между верхним патроном и устьем скважины принимают равной 24 м. Для уменьшения трещинообразования в глубине массива заряд прижимают к стенке скважины, обращенной в сторону взрываемого блока. Заряд для щелеобразования можно взрывать заблаговременно, до бурения основных скважин для дробления массива, или вместе с основным зарядом, который инициируется с замедлением.

Физическая сущность этого способа заключается в том, что в результате предварительного взрывания зарядов в контурных скважинах образуется микрощель, оконтурнвающая взрываемый блок. Взрывные волны от основных зарядов дробления массива экранируются плоскостью этой щели и не позволяют трещинам проникать в глубь массива. Разрушения массива от контурных зарядов практически не происходит вследствие малой массы заряда и демпфирования забойкой по всей глубине скважины.

После выемки взорванной горной массы откос уступа остается практически вертикальным.

Вертикальный откос при исключении проникновения трещин в глубь массива позволяет с наибольшей эффективностью использовать энергию взрыва взрывчатого вещества на дробление массива и обеспечивать надежность получения необходимого состава горной массы по крупности взрывом скважинных зарядов.

Большим недостатком этого способа является увеличение объема буровых работ, однако общие затраты компенсируются за счет уменьшения расхода взрывчатого вещества на дробление массива.

Рис.8 Способы увеличения эффективности использования энергии путём применения, наклонных скважин (а) и путём взрывания вертикальных зарядов с предварительным щелеобразованием (б): 1 – направляющий трос; 2 – скважины взрывного рыхления месива; 3 – контурная скважина; 4 -патрон аммонита; 5 – детонирующий шнур.

Технологически этот способ хорошо отработан. Он применяется для заоткоски бортов карьера, широко используется при строительстве котлованов, в транспортном и гидротехническом строительстве, при котором скважины для заоткоски поверхности уступа бурят под необходимым углом для обеспечения устойчивости борта карьера или котлована.

Перебур скважины. С линией сопротивления по подошве W связан параметр буровых работ – глубина перебура скважины.

Перебур осуществляют с целью проработки подошвы. Он основан на действии заряда в массиве, в результате которого образуется воронка взрыва с углом раствора (рис. 9).

Рис.9 Схема к определению глубины перебура

В данном случае линия наименьшего сопротивления принимается как радиус воронки взрыва, а глубина перебура – как глубина заложения заряда. Угол раствора воронки в нормальных условиях зависит от свойств массива и массы заряда. Однако фактически образование воронки разрушения в зоне перебура гораздо сложнее.

Величина забойки. Исходя из явления действия взрыва взрывчатого вещества в массиве и задачи получения необходимого состава горной массы в забое для экскавации величина забойки, в которой образуется зона нерегулируемого дробления, не должна превышать размера негабаритного куска. С другой стороны, при разработке нижележащего горизонта верхняя его часть представляет собой разрушенную зарядами в перебурах скважин вышележащего горизонта зону. Следовательно, величина забойки скважин на этом горизонте должна быть не менее величины перебура.

Повышение эффекта выполнения функции “запирания” заряда достигается применением самозаклинивающейся забойки в виде трех небольших зарядов взрывчатого вещества, расположенных в материале забойки на расстоянии трех диаметров скважины друг от друга и взрываемых одновременно с основным зарядом.