Организация буровых работ должна обеспечить максимальную эффективность работы буровых станков и взаимную увязку бурения с другими процессами в карьере.

Обуриванию намеченного к взрыву блока предшествует планировка площадки, которая должна быть горизонтальной и обеспечивать маневры бурового станка, а сам буровой станок обеспечен электроэнергией. Планировка осуществляется бульдозером. В зимнее время рабочая площадка должна быть очищена от снега.

На планируемый к взрыву блок составляется паспорт, в котором указывается номер блока, количество и номера скважин, расстояние между скважинами в ряду и между рядами, глубина каждой скважины, количество ВВ, высота забойки.

Разметку скважин осуществляет маркшейдерская служба. Фактическую глубину скважин и соответствие проекту контролирует машинист бурового станка. Контроль за процессом бурения производит горный (буровой) мастер.

При бурении первого ряда к бровке уступа скважин, управление станком осуществляется дистанционно, а ось бурового станка должна быть перпендикулярна бровке уступа.

Режимы бурения и другие данные заносятся в буровой журнал станка, который должен находиться в кабине машиниста. Данные о сдаче приемке смены и техническом состоянии бурового станка отмечаются в журнале сдачи приемке смен и журнале осмотра (технического состояния) станка.

Производительность буровых работ. Производительность буровых работ зависит от производительности бурового станка, подготовительно-заключительных операций, и простоев. Как и у любого оборудования у буровых станков различают паспортную производительность, техническую и эксплуатационную.

Паспортная производительность указывается в паспорте и обычно заключается в скорости бурения (м/час).

Техническая производительность бурового станка (м/смену) определяется из выражения

Qб. тех. = ,

где Тсм - продолжительность смены, мин; Тп.з - продолжительность подготовительно-заключительных операций и регламентируемых перерывов в смене, мин., tб - время бурения (основное и вспомогательное) 1 м скважины, мин. (обычно определяется хрономеражом или берется из паспорта бурового станка).

На практике производительность ниже вследствие не регламентированных остановок, износа бурового станка и бурового инструмента, изменчивости массива буримых пород. Поэтому сменная производительность может быть определена по следующей формуле:

где kc - коэффициент чистого рабочего времени в течении смены (обычно kс = 0,7 - 0,85).

Кроме внутрисменных простоев имеются еще целосменные простой буровых станков. Причинами этих, в основном организационных простоев (до 15 - 20 % общего годового фонда времени) являются плановые и внеплановые ремонты и перегоны станков, отсутствие фронта работ и т. д. В целом потери рабочего времени в течение года достигают 35 %. С учетом различных вспомогательных работ коэффициент производительного использования буровых станков на карьерах составляет от 0.35 до 0.4 до 0.55 --0,6.

Исходя из этого эксплуатационная годовая производительность бурового станка (в м/год) может быть определена по формуле:

где Nс.к. - число календарных или рабочих смен;

kч - коэффициент чистого времени в течение года (kч = 0,35 - 0,60).

Парк буровых станков для карьера

Количество буровых станков определяется как для карьера в целом, так и для выемочно-погрузочного оборудования (экскаватора, погрузчика). Последнее целесообразней. Так как производительность комплекса технологического потока зависит от работы выемочно- погрузочной машины, и для обеспечения ее ГМ необходима строгая увязка работы с ней буровых станков. К тому же на больших карьерах выбор и расчет количества буровых станков для каждого экскаватора позволяет более полно учесть свойства массива разрабатываемой экскаватором зоны.

Необходимое количество буровых станков в целом для карьера может быть определено по формуле

N = Пk/(Qсм nnгод.V),

где П - производительность карьера по горной массе, м3/год; k - коэффициент резерва станков (1,2 - 1,3); сменная производительность бурового станка, м/смену; n - число смен работы бурового станка в сутки; nгод - число рабочих дней бурового станка в году; V - выход ГМ с 1 м скважины, м3;

V = аb/h,

где а и b - соответственно расстояние между скважинами в ряду и между рядами, м; h - высота уступа, м.

Необходимое количество станков для одной выемочной единицы определяется по этой же формуле, но с учетом месячной производительности экскаватора (погрузчика) и числа рабочих дней бурового станка в месяц. Коэффициент резерва следует принимать равным 1.1 - 1,15.

Обслуживание буровых станков осуществляет ремонтная служба, оснащенная передвижными мастерскими для аварийного, текущего ремонтов и систематического контроля за состоянием станков.

Профилактические и капитальные ремонты буровых станков, а также заточку буровых коронок выполняют в ремонтно-механических мастерских по графику планово-предупредительных ремонтов в службе главного механика карьера.

Промышленные взрывчатые вещества и средства взрывания для открытых горных работ. Расчет параметров скважинных зарядов.

Разрушение массива горных пород взрывом зависит от множества факторов. Сложность заключается в том, что реальная среда - не является однородной.

Реальный массив разнороден по минеральному составу, стратиграфическому строению и трещиноватости. Это усложняет механизм разрушения действием взрывчатого вещества. Для достижения максимальной эффективности разрушения горных пород взрывом существует множество теорий и расчетов, но все они сводятся к выбору наиболее дешевого и работоспособного ВВ и определению оптимального его количества в той или иной категории пород.

Поэтому в условиях действующих предприятий, и особенно при проектировании карьеров и разрезов важно правильно оценить прочностные и структурные свойства горных пород.

Для удобства расчетов все горные породы разделены на классы и категории пород по трудности взрывания, а для каждого класса принят свой эталонный удельный расход ВВ как по взрываемости, так и для рыхления и выброса.

В качестве эталонного принят взрыв на дробление 1 кубического метра монолитной породы при наличии шести свободных поверхностей (свободно подвешенный куб) с расположением заряда эталонного ВВ (аммонита № 6ЖВ) в центре куба и степенью дробления породы равной двум.

Удельные расходы эталонных ВВ, кг/м3 и категории пород приведены в таблицах 8 и 9.

Классификация взрывов

По своей природе взрывы делятся на физические, химические и ядерные.

При физических взрывах происходят преобразования без изменения химического состава взрывчатого вещества или смеси (беспламенное взрывание с помощью углекислоты и сжатого воздуха). Например взрывы паровых котлов, баллонов со сжиженным газом, электрические разряды и т.д.

При химических происходят чрезвычайно быстрые окислительные химические реакции с образованием новых соединений, выделением теплоты 3400 - 6000 Дж/кг и газов (взрывы ВВ, метана, угольной или другой органической пыли, паров горючих жидкостей).

При ядерных происходит цепная реакция деления атома с образованием новых элементов.

При взрывных работах в промышленности применяются в основном химические взрывы.

Классификация зарядов по результатам их действия подразделяется на три класса:

- заряд нормального действия n = r/w = 1,0;

- заряд усиленного действия n = r/w > 1,0 ;

- заряд уменьшенного действия n = r/w< 1,0,

где n - показатель действия взрыва; r - радиус воронки взрыва; w - линия наименьшего сопротивления.

Характеристика взрыва зарядов промышленных ВВ

Взрывчатыми веществами (ВВ) называют индивидуальные химические соединения или смеси веществ, которые обладают свойством быстрой химической реакции под воздействием инициирующего импульса, сопровождающейся образованием газообразных продуктов и крайне быстрым выделением теплоты.

Элементарный состав большинства ВВ и взрывчатых смесей представлен в основном углеродом, водородом, азотом и кислородом. Поэтому продукты взрыва таких взрывчатых веществ и смесей могут состоять из следующих газов: СО2; СО; Н2О; Н2; N2; NO; NO2; O2.

Существует три наиболее характерные формы превращения ВВ: термическое разложение, горение, детонация.

Термическое разложение происходит при нагреве ВВ ниже температуры вспышки.

Горение возникает при сильных местных нагревах ВВ выше температуры его вспышки( поджигании, разогреве трением и т. п.) и характеризуется медленным (от миллиметров до сантиметров в секунду) распространением по веществу зоны реакции (пламени0 в результате прогрева впереди лежащего ВВ.

Детонация - процесс взрывчатого превращения, вызываемый прохождением по взрывчатому веществу ударной волны, распространяющейся с постоянной для данного ВВ и данного его физического состояния сверхзвуковой скоростью.

К взрывчатым химическим соединениям, используемым в качестве ВВ, относятся ниросоединения (тротил и др.) нитроэфиры (нитроглицерин и др.) Вследствие высокой чувствительности и соответственно опасности производства индивидуальные химические соединения редко используют в качестве промышленных ВВ. На практике используют различные взрывчатые смеси : например граммонит 79/21 состоит из 79 % аммиачной селитры и 21 % тротила. Поэтому к промышленным ВВ используемых в горном деле относятся химические соединения и смеси, достаточно безопасные в обращении, эффективные в применении, технически и экономически доступные в изготовлении, не меняющие своих физических и химических свойств при хранении и применении.

По физическому состоянию промышленные ВВ подразделяются на порошкообразные, гранулированные, прессованные, литые, пластичные и льющиеся (подразумевается, те которые можно перекачивать насосами).

На открытых горных работах в зависимости от горно-геологических и других факторов используются различные ВВ, которые в настоящее время можно выбрать по справочной литературе. В таблице 10 приведен перечень некоторых ВВ, используемых на открытых горных работах. Следует иметь ввиду, что промышленные ВВ, допущенные Госгортехнадзором России, периодически обновляются. Некоторые ВВ снимаются с производства и применения, другие водятся.

В последние годы на базе теоретических и экспериментальных исследований сформировались новые прогрессивные направления. Это применение бестротиловых взрывчатых веществ, приготовляемых непосредственно на горных предприятиях как гранулированных (игданиты и гранулиты УП), так и водоустойчивых эмульсионных ВВ (акватолы, порэмиты, сибириты, эмульсолиты и др.); повышения КПД взрыва за счет перераспределения его энергии во времени и пространстве и управление степенью дробления горных пород, а также комплексной механизации взрывных работ.

Средства взрывания и способы инициирования

Для того чтобы взрыв состоялся заряд ВВ необходимо инициировать. Совокупность принадлежностей для инициирования зарядов промышленных ВВ называют средствами взрывания или инициирования. К ним относятся капсюли детонаторы (КД), огнепроводный шнур, детонирующий шнур, электродетонаторы, приротехнические реле КЗДШ (короткозамедленное взрывание детонирующим шнуром) и РП - 8 промежуточные детонаторы (боевики, тротиловые шашки )взрывные машинки для электровзрывания и другие.

На открытых горных работах в основном роль инициатора, размещаемого в заряде промышленного ВВ, выполняет детонирующий шнур (ДШ), сердцевина которого изготовлена из мощного высокочувствительного ВВ (тэна). Для возбуждения взрыва один конец ДШ соединяется с капсюлем - детонатором или электродетонатором. Другой конец соединяется с промежуточным детонатором. Обычно это тротиловая шашка. Кроме этого используются пиротехнические замедлители (например РП - 8, КЗДШ).

На открытых горных работах используются три способа инициирования: огневое, электрическое и электроогневое.

Для огневого инициирования применяют капсюли - детонаторы, огнепроводный шнур (ОШ) и средства зажигания ОШ.

Для электрического инициирования используют электродетонаторы, соединительные провода, средства контроля целостности и сопротивления взрывной сети, источники тока для подрыва ЭД.

В электроогневом взрывании совмещены принципы огневого и электрического способа взрывания. Сущность его состоит в том, что в качестве средств взрывания применяют зажигательные трубки, но их поджигают электрическим способом из укрытия.

Более подробно взрывное дело изложено в специальной литературе, Например, в учебнике профессора А.Ф. Суханова и Б.Н. Кутузова.

На карьерах наибольшее распространение получил электрический способ взрывания с использованием детонирующего шнура (Пример схемы взрывной цепи приведен на схеме.).

Заключается он в следующем.

Подбираются и проверяются электродетонаторы, пиротехнические замедлители (обычно КЗДШ), детонирующий шнур, промежуточные детонаторы (обычно тротиловые шашки типа ТП - 400, ТГ- 500) составляется схема взрывной сети и ее расчет. Расчет заключается в определении длины детонирующих шнуров.

При взрывных работах с использованием электрического способа, соединения электродетонаторов для взрывания скважин выполняют по различным схемам соединения: последовательное, параллельное, параллельно-последовательное, последовательно-параллельное. В свою очередь параллельную схему подразделяют на параллельно-пучковую и ступенчатую. При взрывании больших групп зарядов применяют смешанные соединения, например, параллельно-пучковую схему. В ней электродетонаторы соединяются параллельно-попарно, пары электродетонаторов между собой - последовательно, а провода от групп зарядов подключаются к магистрали пучковым способом (варианты соединения приведены на рис.8 схемы).

Конструкции зарядов и схемы расположения скважин

К основным параметрам взрывной скважины относятся (рис. 2) глубина, диаметр и угол наклона. От этих параметров, а также типа и плотности ВВ, размеров сетки скважин на уступе и порядка взрывания зависят вместимость 1 м скважины, выход взорванной породы (взрываемый объем) на 1 м скважины и конструкция заряда.

Глубина скважин lС (в м) определяется высотой взрываемого уступа НУ, углом наклона скважины к горизонту в и величиной перебура скважины lП ниже отметки подошвы уступа:

Рис. 2. Параметры взрывных скважин:

а - наклонных со сплошным зарядом; б - вертикальных с рассредоточенным зарядом, при многорядном расположении:

1 - заряд ВВ; 2 - забойка; 3 - воздушный промежуток

Различают горизонтальные, наклонные и вертикальные скважины. В основном применяют вертикальные скважины (рис. 2)

При взрывании наклонных скважинных зарядов сопротивление породы взрыванию постоянно по высоте уступа, отрыв пород происходит по линии скважин, улучшается степень дробления, хорошо прорабатывается подошва уступа, может быть снижен на 5 - 7 % расход ВВ.

Перебур скважины необходим для качественного разрушения пород в подошве уступа

lП = (10 ч 15)dc, м,

где dc- диаметр скважины.

Перебур не производят или даже не добуривют скважину до подошвы уступа, если нижележащий уступ представлен тонким пластом полезного ископаемого или пластичными породами.

Забойка скважины должна быть плотной, ее длина lЗ должна быть достаточной для предотвращения утечек продуктов взрыва, выброса породы и образования воздушной ударной волны.

Длина забойки lЗ = (20 ч 35) dc, или lЗ = (0,7 ч 1,0)W.

Для забойки используют буровую мелочь, песок и т. п.

Конструктивно скважинный заряд ВВ может быть сплошным или рассредоточенным (рис. 2) У рассредоточенного заряда ВВ размещают, чередуя с забойкой. Это позволяет уменьшить выход негабарита в крупноблочном массиве горных пород.

Расположение скважин в пределах взрывного блока может быть однорядным и многорядным (рис. 2). Параметрами взрываемых зарядов при однорядном расположении являются: расстояния между скважинами в ряду а, при многорядном - расстояния между скважинами в ряду b, между рядами скважин в и число рядов n.

Горизонтальное расстояние от оси скважины до нижней бровки уступа W называют линией сопротивления по подошве (ЛНС).

Величину m = a/W называют коэффициентом сближения скважин; для второго и последующего ряда m = a/b/. Эта величина используется в расчетах взрывных работ.

По условию дробления для легковзрываемых пород m = 1,1 ч 1,2, для пород средней взрываемости m = 1,0 ч 1,1, для трудновзрываемых пород m = 0,8 ч 1,0.

При квадратной сетке а = b, при шахматной b = 0,85a.

Максимальное расстояние между рядами скважин (в м) определяется:

bmax = p(lc - lз)/aHq,

где p - вместимость 1 м скважины, кг; lc - длина скважины, м; lз - длина забойки, м; a - расстояние между скважинами в ряду, м; H - высота уступа, м; q - удельный расход ВВ, кг/м3.

При взрывании скважин на карьерах используется схемы мгновенного и короткозамедленного действий и несколько схем коммутаций зарядов при однорядном и многорядном взрывании. Варианты приведены на рис.3.

Рис. 3. Схемы действия зарядов ВВ при взрывании:

а - мгновенном многорядном; б - при короткозамедленном взрывании с опережением среднего заряда в контуре траншеи; в - при короткозамедленном многорядном взрывании;

1 - 4 - порядок взрывания зарядов

При мгновенном (рис.3) многорядном взрывании плохо прорабатывается подошва уступа, увеличивается расход ВВ, что приводит к повышенному разлету кусков, выбросу породы на верхнюю площадку уступа, широким развалам и сильному сейсмическому эффекту. Для исключения таких негативов применяют пиротехнические замедлители для короткозамедленного взрывания (КЗВ) В этом случае существенно улучшаются показатели взрывных работ: повышается равномерность дробления, уменьшается нарушенность массива от предыдущего взрыва, сокращается выход негабарита, уменьшается расход ВВ на 10 - 15 %, сокращается также ширина развала, повышается производительность экскаватора.

При КЗВ важно определить интервал замедления. При его увеличении уменьшается ширина развала, но может произойти пробой смежных скважин. Интервал замедления обычно устанавливается опытным путем.

При однорядном КЗВ преимущественно применяются следующие схемы коммутации зарядов: последовательная, через скважину, волновая, с одно - или двухсторонним врубом (рис.4). Схема коммутации через скважину эффектна в лекозрываемых породах, волновая и последовательная - в средневзрываемых породах, а врубовые схемы целесообразны при трудновзрываемых породах.

При многорядном КЗВ применяются схемы коммутации зарядов: порядные, врубовые с продольным врубом, с поперечным врубом, клиновая, трапециевидная, диагональная (рис. 5).

Рис. 5. Схемы коммутации зарядов ВВ при многорядном короткозамедленном взрывании:

а - порядная; б - с продольным врубом; в - с поперечным врубом; г - клиновая; д - трапециевидная; е - диагональная; 1 - 21 - порядок взрывания рядов скважин

Врубовые схемы более совершенны, так как ведут к образованию дополнительных свободных поверхностей, в ряде случаев к дополнительному соударению породных кусков и направленному формированию развала. Схемы с продольным врубом (рис. 5 б) широко применяются при проведении траншей, а также на уступах для сокращения ширины развала, что достигается удалением врубового ряда на 1 - 2 м больше остальных. Эти схемы обеспечивают качественное дробление. Но характеризуются выбросом породы в сторону массива, недостаточной проработкой подошвы и увеличением сейсмического действия взрыва.

Схемы с поперечным (торцевым) врубом обеспечивают сокращение ширины развала на 20 - 30 % за счет направления взрыв в сторону торца уступа (прямой торцевой вруб) (рис.5.в).

Клиновые и трапециевидные схемы применяют в трудно - и весьма трудновзрываемых породах (рис.5 д).

Диагональные схемы (рис. 5 е) позволяют резко уменьшить величину линии наименьшего сопротивления зарядов смежных рядов скважин и соответственно улучшить дробление.

Разрушение негабаритных кусков осуществляется накладными или шпуровыми зарядами ВВ (рис.6).

Рис. 6. Разрушение негабаритных кусков:

1 - негабарит; 2 - заряд ВВ; 3 - слой песка или глины; 4 - инициатор;

5 - детонирующий шнур; 6 - промежуточный детонатор; 7 - вода

В простейших случаях ВВ располагают непосредственно на поверхности негабаритного куска в виде плоского слоя толщиной 3,5 - 5,0 см. Заряд прикрывают слоем глины или песка (без примесей гальки или щебня).

Эффективность метода накладных зарядов повышается, если используются специальные кумулятивные заряды (рис. 5 б).