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

книги / Технология и безопасность взрывных работ

..pdf
Скачиваний:
25
Добавлен:
12.11.2023
Размер:
19.39 Mб
Скачать

На мощных пластах крутого падения взрывное обрушение кровлипроизводитсякрупнымикамернымизарядами (рис. 7.31).

Заряд рассчитывают как сосредоточенный с удельным расходом ВВ 1,8–5,0 кг/м3 в зависимости от крепости породы и стесненности пространства.

Рис. 7.31. Схема взрывного обрушения кровли камерным зарядом: а – до взрыва, б – после взрыва: 1 – подводящие выработки; 2 – камера для размещения заряда BB;

3 – контур воронки разрушения

7.6.3. Взрывные технологии подземной добычи руды

В настоящее время подземная разработка рудных месторождений с отбойкой руды крепостью f > 8 производится только взрывным способом. Ее трудоемкость достигает 50 % общей трудоемкости очистной выемки руды.

Особенностями ведения буровзрывных работ в подземных условиях являются [36]:

1)разнообразие горно-геологических условий залегания, физико-технических свойств горных пород и методов ведения буровзрывных работ;

2)проектирование взрывных работ с учетом поддержания или обрушения налегающих пород;

341

3) неразрывная связь буровзрывных работ с технологией отработкиместорожденийисприменяемымгорнымоборудованием.

Заряды ВВ размещаются в минных камерах, скважинах и шпурах. Технология разработки рудных тел и способы взрывных работ зависят от условий залегания:

а) мощные рудные тела разрабатываются камерными системами с отбойкой руды скважинными и камерными (минными) зарядами;

б) мощные пологие месторождения – шпуровыми зарядами; в) маломощные и пластовые месторождения разрабатываются лавами с отбойкой полезного ископаемого шпуровыми за-

рядами.

Основной является скважинная отбойка руды

Принято различать скважины увеличенного (более 125 мм), среднего (75–125 мм) и уменьшенного (менее 75 мм) диаметра.

Применение зарядов увеличенного диаметра наиболее перспективно при разработке мощных месторождений трещиноватых (хорошо дробимых) руд с применением большегрузного погрузочно-доставочного оборудования при большом (свыше 0,7 м) размере кондиционного куска.

Применение зарядов уменьшенного диаметра целесообразно при разработке месторождений средней мощности, сложенных монолитными крепкими рудами, системами разработки с подэтажной отбойкой при небольшом размере кондиционного куска (0,4 м). Этот способ весьма перспективен в комбинации с другими способами. Например в верхней части блока используют комплекты скважин увеличенного диаметра, а нижняя его часть отбивается веерамивосходящих скважинуменьшенного диаметра.

Различают параллельное, веерное, ярусное и пучковое

расположения скважинных зарядов в объеме отбиваемой ру-

ды (рис. 7.32).

Параллельные скважины применяют при низкой стоимости подготовительно-нарезных работ, высоких требованиях к качеству дробления отбитой массы, необходимости четкого

342

оконтуривания массива, большой высоте взрываемого блока. Это расположение скважин применяется редко из-за высокой стоимости бурения скважин, большой трудоемкости подготовки бурового горизонта и частных перестановок буровых станков в процессе обуривания блока.

Рис. 7.32. Расположение скважинных зарядов: а – параллельное; 6 – веерное; в – ярусное; г – пучковое: 1 – скважины,

2 – отбитая руда, 3 – буровые орты

Веерное расположение скважин наиболее широко распространено. Веера скважин располагают в вертикальных (крутонаклонных) или горизонтальных плоскостях. По сравнению с параллельными скважинами веерная схема характеризуется некоторым снижением выхода руды с 1 м скважины, увеличением удельного расхода ВВ на отбойку и большим выходом негабарита. Однако недостатки компенсируются меньшими затратами на подготовку и нарезку блока или камеры, а также на операции по переустановке и транспортировке бурового оборудования.

Ярусное расположение скважин не получило широкого распространения из-за повышенного выхода негабарита. Схему расположения зарядов применяют при выемке трещиноватых, хорошо дробимых руд, при использовании тяжелых буровых машин, чтобы обеспечить минимальное число их переустановок, а также при высокойстоимостиподготовительно-нарезныхработ.

Пучковое расположение скважин занимает промежуточное положение между веерами и параллельным расположением.

343

Скважины располагают в комплекте по 5 и более штук. Расстояние между ними принимают равным 3–5 диаметров заряда ВВ, что обеспечивает при их одновременном инициировании интерференцию волн напряжений и соединение взрывных полостей в одну, из которой газообразные продукты действуют на массив. Дальнейшее разрушение массива можно рассматривать как его дробление мощными единичными зарядами сложной конфигурации, форма которой обусловлена взаимным расположением скважин в комплекте.

По направлению отбойки слоя руды в пространстве разли-

чают горизонтальное, вертикальное, наклонное и радиальное

(рис. 7.33).

Выбор направления отбойки слоя производят с учетом основной системы трещин в массиве с тем, чтобы скважины пересекали их плоскость расположения под углом, близким к 90°, а также с учетом применяемой системы разработки.

По условиям действия взрыва применяют отбойку руды: а) на открытое выработанное (компенсационное) простран-

ство при одной поверхности (отработка основных запасов в камерах) или с несколькими поверхностями (отработка целиков и потолочин);

б) на зажатую среду.

При начале работ в камере или блоке проходят восстающие, из которых проходят подэтажные буровые выработки.

Для качественного дробления руды в камере необходимо иметь определенный объем пустого пространства (компенсационное пространство), чтобы разместить увеличившийся объем разрушенной руды. Величина этого объема обычно принимается 0,3–0,5 первоначального объема массового взрыва, чтобы общий коэффициент разрыхления взорванной руды был 1,3–1,5.

Компенсационное пространство создается расширением восстающих на всю ширину камеры с образованием вертикальной отрезной щели (вертикальное компенсационное пространство) или увеличенным объемом выемки руды на горизонте

344

подсечки (горизонтальное компенсационное пространство). В первом случае взрывание производится одновременно на всех этажах (рис. 7.34), во втором – руда отбивается последовательно снизу вверх (рис. 7.35).

Рис. 7.33. Расположение отбиваемых участков массива по отношению к открытым поверхностям: а – горизонтальными слоями; б – вертикальными; в – наклонными; г – радиальными;

д – стадии выемки

Рис. 7.34. Последовательность отбойки руды в блоке на вертикальное компенсационное пространство: 1 – горизонт

подсечки; 2 – буровые выработки; 3 – отрезная щель; 4 – скважины; 5 – отбитая руда; аг – стадии отбойки руды

345

Рис. 7.35. Последовательность отбойки руды в камере на горизонтальное компенсационное пространство:

1 – восстающий; 2 – буровые выработки; 3 – отбитая руда; 4 – скважины; агстадии отбойки

7.7.Особенности выполнения взрывных работ в искусственно замороженных породах

Взрывные работы в искусственно замороженных, затампонированных породах или в зонах сжатого воздуха (кессонах) должны проводиться только по проектам, с соблюдением следующих дополнительных требований:

1)с целью уменьшения сейсмического воздействия на законтурный массив должно применяться контурное взрывание;

2)в случае, если контурное взрывание по каким-либо причинам не может быть осуществлено, параметры взрывных работ принимают такими, как для проведения выработок при обычном методе ведения взрывных работ, однако масса одновременно взрываемого заряда в искусственно замороженных породах не должна превышать 10 кг, а в затампонированных породах и в кессонах – 15 кг;

3)параметры ведения взрывных работ (особенно глубина шпуров) устанавливаются с таким расчетом, чтобы удельный расход взрывчатого вещества (аммонит № 6 ЖВ) не превышал для пород с коэффициентом крепости по шкале профессора М.М. Протодьяконова: f = 1,5 → 0,40 кг/м3; f = 2…3 → 0,60 кг/м3; f = 4…6 → 0,75 кг/м3; f = 7…9 0,90 кг/м3;

346

4)глубина шпуров в искусственно замороженных и затампонированных породах не должна превышать 1,5 м, при бурении в кессонах – 1,2 м;

5)расстояние от окружности расположения контурных шпуров до замораживающих колонок не должно быть менее:

 

Минимально допустимые расстояния между

Наименование

окружностью расположения контурных

и коэффициент крепости

шпуров и замораживающими колоннами, м;

замороженных пород

при взрывании шпуров диаметром:

 

36 мм

45 мм

Мергели, тяжелые глины, суг-

1,0–1,1

1,3–1,4

линки, слабые аргеллиты, алев-

ролиты, f = 2…3

 

 

Песчанистые и песчано-

1,3–1,4

1,8

глинистые сланцы, песчаники,

известняки, доломиты, f = 4…6

 

 

7.8. Массовый взрыв в подземных выработках

Массовым взрывом на подземных работах следует считать взрыв, при осуществлении которого требуется время для проветривания и возобновления работ в руднике (шахте, участке) большее, чем это предусмотрено в расчете при повседневной организации работ.

На каждый массовый взрыв назначаются ответственные руководители взрыва:

1.Начальник взрыва – высший руководителем проведения массового взрыва. Дает разрешение на производство взрыва (после получения трех главных рапортов) и присутствует при включении рубильника начальником взрывной станции.

2.Ответственный за проведение взрыва – назначается

вособо сложных случаях. Дает начальнику взрыва письменные разрешение на производство взрыва (после получения трех главных рапортов) и допуск к рубильнику взрывной станции.

3.Начальник взрывной станции – включает рубильник

вприсутствии начальника взрыва. Им назначается обычно глав-

347

ный энергетик рудника (шахты) или его заместитель. Руководит и непосредственно участвует в монтаже электросети от места присоединения проводов электровзрывной сети к магистральным линиям шахтного электроснабжения до рубильника, включением которого будет произведен взрыв. Перед началом монтажа сети закрывает на замок рубильник и передает ключ начальнику взрыва.

4. Комендант взрыва – руководит постами на границах 1-й и 2-й опасных зон, контролирует: ограждение зоны возможного провала поверхности, допуск рабочих в помощь взрывникам, состояние отчетной документации.

Взрывные работы в шахтах и рудниках проводятся по:

1)по техническим проектам на производство ВР:

а) массовые взрывы, б) специальные ВР (валка зданий);

2)по паспортам БВР на добычу и проходку горных выра-

боток;

3)по схемам:

а) при производстве опытных взрывов для составления паспорта БВР,

б) для разовых ВР в шахте (ликвидация зависания в скважине, опускание закола);

4) по инструкциям:

а) испытания взрывных материалов (ВМ), б) уничтожение ВМ, в) ведение ВР в общешахтных бункерах.

Паспорт БВР на добычу полезного ископаемого или проходку горных выработок составляется начальником участка, где производятся ВР. Подписывается начальником вентиляций, начальником БВР, утверждается главным инженером рудника.

Паспорт БВР содержит:

1) категорию участка по газу, сечение выработки, характеристику забоя, коэффициент крепости породы, тип бурового механизма, тип коронки и ее диаметр;

348

2)показатели ВР: количество и длину шпуров, коэффициент использования шпура, типы ВВ и СВ, способ взрывания, величину подвигания забоя за цикл (за взрыв), выход руды за взрыв, массу зарядов ВВ в каждом шпуре и общий расход ВМ;

3)схему расположения шпуров в 3 проекциях;

4)таблицу параметров взрыва;

5)особые условия: конструкция заряда, схема соединения заряда, расчет электрической сети;

6)схема проветривания забоя и расстановка постов охраны

ианшлагов;

7)перечень ознакомленных с паспортом БВР (под роспись). Для угольных и сланцевых шахт, кроме того, должны быть

указаны режим взрывных работ, а также число и схема расположения специальных средств, предотвращающих взрывы газа и пыли при взрывных работах.

Паспорт БВР составляется в 3 экземплярах: один экземпляр

уначальника участка, где производятся ВР, второй – у начальника БВР, третий – у начальника вентиляции.

Взрывные работы по схемам проводятся:

1)при производстве опытных взрывов для составления паспорта БВР;

2)при разовых ВР в шахте для ликвидация заколов, зависания руды в скважине, на участках, дробления негабарита, доводки контура выработки до проектных размеров.

Схема ВР включает в себя схему расположения шпуров, схемы расстановки постов охраны и аншлагов.

Схема ВР подписывается и утверждается также как паспорт БВР. Она составляется в 2 экземплярах: один экземпляр

увзрывника, другой – у руководителя ВР. Взрывник знакомится со схемой под роспись.

Взрывные работы по инструкции проводятся при:

1)испытаниях ВМ,

2)уничтожении ВМ,

3)ведении ВР в общешахтных бункерах.

349

Во всех случаях ВР производятся по наряд-путевкам. Наибольшую организационную и техническую сложность

вотношении безопасности ВР представляют массовые взрывы

вподземных рудниках.

Массовые взрывы в подземных рудниках разделяются на две группы:

1. Взрывы при отбойке (и подсечке) рудного массива и подэтажном обрушении блоков и между камерных целиков. Проводятся по:

1)типовому проекту проведения массовых взрывов на предприятии;

2)техническому расчету каждого отдельного массового взрыва и распорядку его проведения.

2. Взрывы при обрушении потолочин, отбойке блоков и разрушении междукамерных целиков на полную высоту этажа, а также при ликвидации пустот. Проводятся по специальным проектам, составляемым на каждый взрыв.

Типовой и специальный проекты разрабатываются на ос-

нове проекта разработки месторождения, технической и маркшейдерской документации по отработке взрываемого блока (панели), «Правил безопасности при взрывных работах», «Временной инструкции по организации и проведению массовых взрывов в подземных условиях», местных инструкций по безопасности работ, научных данных и практического опыта.

В типовом проекте проведения подземных массовых взрывов приводятся:

1)горнотехническая характеристика отрабатываемого блока (панели);

2)обоснованный выбор параметров расположения (сетки) скважин (зарядных камер, шпуров); способов и схем взрывания; типов ВВ, конструкций зарядов и диаметров скважин.

3)расчетные показатели взрыва: расчетный удельный расход взрывчатых веществ, масса отдельных зарядов и общего

350