СПОСОБ ОТКРЫТОЙ РАЗРАБОТКИ ГРУППЫ УГОЛЬНЫХ ПЛАСТОВ С ВАЛОВЫМ ВЗРЫВНЫМ РЫХЛЕНИЕМ ВСКРЫШНЫХ ПОРОД

Изобретение относится к области горной промышленности, в частности к разработке горных пород с применением механического рыхления, например, угольных пластов.

Широко известны традиционные способы рыхления различных горных пород: скальных, полускальных, плотных и мерзлых, слагающих отрабатываемые массивы, например массивы уступов рудных карьеров и угольных разрезов. При этом для рыхления крепких осадочных горных пород применяют бульдозер-рыхлитель, для скальных и полускальных пород - буровзрывной способ [1], [2].

Механическое рыхление позволяет облегчить раздельную выемку маломощных горизонтальных и наклонных (до 20°) пластов, эффективно регулировать кусковатость горной массы, уменьшить потери и разубоживание полезного ископаемого благодаря отсутствию развала и перемешивания пород, минимально переизмельчать и разупрочнять горные породы, повысить безопасность работ. Рыхлители успешно применяются при разработке угля, фосфоритных и апатитовых руд, сланцев, песчаников, полускальных известняков, а также маломощных слоев скальных сильно- и чрезвычайно трещиноватых руд и пород. Хорошее качество подготовки и небольшая мощность разрыхленного слоя позволяют вести выемку горной массы скреперами, бульдозерами и погрузчиками.

В качестве ближайшего аналога принят способ открытой разработки кусковатых и песчано-глинистых пород, включающий формирование рабочего уступа с углом наклона 0-30° к горизонту, механическое рыхление и бульдозирование пород, их штабелирование, погрузку в транспортные средства экскаватором, в котором сначала забой разрыхляют с помощью бульдозера-рыхлителя, имеющего дополнительные зубья на бульдозерном отвале, приподнимают отвал на высоту его зубьев, транспортируют кусковатую породу в бульдозерный штабель с последующим конусованием, из бульдозерного штабеля кусковатую породу перегружают в экскаваторный штабель и отгружают в транспортные средства, затем бульдозируют в штабель мелкокусковатую и песчано-глинистую породу с последующей ее отгрузкой экскаватором в транспортные средства [3].

Основным недостатком такой технологии являются значительные энергозатраты на механическое рыхление, которые можно снизить предварительным ослаблением прочности пласта полезного ископаемого динамическим взрывным воздействием.

Такое динамическое воздействие предложено в способе открытой разработки с взрывным воздействием на пласт полезного ископаемого, включающем удаление покрывающих скальных вскрышных пород после взрывного рыхления зарядами с воздушной подушкой в нижнем торце заряда, механическое рыхление и бульдозирование пород пласта, их штабелирование, погрузку в транспортные средства экскаватором, взрывные скважины в скальных вскрышных породах забуривают в пласт полезного ископаемого на глубину воздушной подушки в нижнем торце заряда, а массовый взрыв осуществляют поскважинно системой неэлектрического инициирования [4].

Разрыхленные взрывом вскрышные породы убирают экскаватором и зачищают бульдозером поверхность пласта полезного ископаемого. После этого проводят послойное механическое рыхление и бульдозирование пород пласта, их штабелирование, погрузку в транспортные средства экскаватором или фронтальным погрузчиком. Динамическое воздействие взрывной волны в районе воздушной подушки существенно снижает прочность полезного ископаемого и энергоемкость его механического рыхления. При разработке группы угольных пластов проводят взрывное рыхление так называемой перемычки вскрышных пород между пластами. Эти работы влекут большие временные и материальные издержками, ибо для бурения перемычек требуется сформировать при помощи бульдозера дополнительные площадки для размещения бурового оборудования. Площадки формируются узкими и создаются опасные производственные ситуации (ОПС) при бурении первого рядя скважин и дальнейшем заряжании скважин.

Технической задачей, на решение которой направлено предлагаемое изобретение, является повышение эффективности и безопасности селективной разработки группы угольных пластов за счет одновременного валового взрывного рыхления покрывающих и подстилающих угольные пласты скальных пород вскрыши с сохранением структуры и положения угольных пластов в пространстве.

Данный результат достигается тем, что в способе открытой разработки группы угольных пластов с валовым взрывным рыхлением вскрышных пород, включающем бурение взрывных скважин в покрывающих угольный пласт скальных вскрышных породах до пласта, их зарядку и взрывание с воздушной подушкой, удаление покрывающих пород после взрывного рыхления, механическое рыхление и бульдозирование угольного пласта, его штабелирование и погрузку в транспортные средства, согласно изобретению взрывные скважины в подстилающие угольный пласт скальные вскрышные породы забуривают через угольный пласт, размещают в них заряды с забойкой высотой не менее 5 диаметров скважины, расстояние между взрывными скважинами в ряду и между рядами скважин принимают равным величине сопротивления по подошве, а длину заряда ВВ в них рассчитывают по эмпирической формуле:

М=αRB, м,

где: М - длина заряда, м; α - коэффициент диаметра скважины; R - коэффициент, учитывающий свойства скальных вскрышных пород; В - расстояние от забоя скважин до лежачего бока угольного пласта;

а массовый взрыв осуществляют поскважинно системой неэлектрического инициирования на зажим из неубранной горной массы.

Удельное замедление между скважинами в ряду принимают от 29 мс/м, а между рядами скважин - от 33 мс/м.

Схематично способ открытой разработки группы угольных пластов с валовым взрывным рыхлением вскрышных пород приведен на фиг. 1.

Способ открытой разработки группы угольных пластов с валовым взрывным рыхлением вскрышных пород осуществляют следующим образом.

По расчетной квадратной сетке с расстоянием между рядами скважин 1 и скважинами в ряду, равном линии сопротивления по подошве, обуривают заданный участок с угольными пластами 2 и 3 на заданную глубину. При этом в секторе 1 над угольным пластом 2 скважины 1 бурят до кровли пласта 2. После пересечения горизонтом забоев скважин 4 ширины пласта 2 следующие скважины 1 в секторе 2 бурят через пласт 2 до горизонта забоев скважин 4. И далее картина повторяется как в секторе 1. В секторе 3 обуривание ведут как в секторе 2.

По окончании обуривания приступают к зарядке скважин 1 сектора 1, формируя расчетный заряд 5 и забойку скважин 6.

При заряжании скважин 1 над угольным пластом 2 сектора 1 в нижней части скважин 1 формируют воздушную подушку 7 известным способом, например с помощью полипропиленового или полиэтиленового рукава, затвора на стойке и т.п.

При зарядке скважин 1 в секторе 2 под угольным пластом 2 длину заряда 5 рассчитывают по формуле:

где: М - длина заряда, м; α - коэффициент диаметра скважины; R - коэффициент, учитывающий свойства скальных вскрышных пород; В - расстояние от забоя скважин до лежачего бока угольного пласта.

Над каждым зарядом 5 в секторе 2 размещают забойку 6 высотой не менее 5 диаметров скважины; скважины 1 в угольном пласте забойкой не заполняются.

Скважины 1 сектора 2, пробуренные за пределами угольного пласта 2, заряжаются как скважины сектора 1, включая скважины 1 над угольным пластом 3.

Заряды скважин 1 под угольным пластом 3 рассчитывают аналогично зарядам скважин 1 под угольным пластом 2.

Скважины 1 сектора 3, пробуренные за пределами угольного пласта 3, заряжаются, как скважины сектора 1.

Удельное замедление при монтаже поверхностной взрывной сети системами неэлектрического взрывания, например волноводной системой ИСКРА или электронными детонаторами, устанавливают между скважинами в ряду от 29 мс/м, а между рядами скважин - от 33 мс/м. После этого производят взрыв блока по намеченной схеме, начиная с мгновенного инициирования первой скважины, расположенной со стороны блока, пригруженной ранее взорванной и неубранной горной массой - осуществляется взрыв «в зажиме».

Развитие взрыва рассмотрим с позиций современных представлений процесса разрушения горных пород при динамическом нагружении, когда принимается, что конечная его стадия - потеря сплошности и переход среды в качественно новое состояние (ее фрагментация, обусловленная развитием макротрещин) - является лишь заключительным актом, а сам процесс разрушения характеризуется последовательным зарождением и развитием дефектов структуры на различных масштабных уровнях - зарождением и развитием микродефектов на первой стадии и формированием макроразрушения на второй стадии [5]. В поликристаллических горных породах негидростатические сжимающие напряжения могут приводить к возникновению локальных напряжений растяжения, обеспечивающих возможность развития микродефектов, т.е. предразрушения. Структура области предразрушения породы определяется как кластер-связанные каналы сложной геометрии. На стадии предразрушения он не ведет к дезинтеграции породы, но может в значительной степени изменить ее проницаемость и при последующем нагружении породы зона предразрушения развивается в область дезинтеграции породы с образованием трещин. В силу высокой начальной интенсивности взрывного нагружения и относительно медленного затухания амплитуды в волне напряжений формируется область предразрушения значительной протяженности - она может превышать радиус взрывной полости в 30-100 раз, т.е. это самая масштабная область по размеру изменений в массиве пород при взрыве. При этом многократное воздействие взрывных нагрузок с большим интервалом замедления вызывает разупрочнение массива пород за счет возникающих микронарушений. Воздействие каждого импульса вызывает определенное число нарушений как в результате развития существующих в породе нарушений при воздействии прямой волны сжатия, так и образования новых в местах концентрации напряжений, дислокаций, ослабленной прочности и т.д., при воздействии волны растяжения, сменяющей волну сжатия через определенный промежуток времени [6]. Увеличенное время между взрывами отдельных скважинных зарядов, необходимое для возникновения зоны растягивающих напряжений, позволяет усилить эффективность предразрушения, ибо горные породы растягивающей нагрузке сопротивляются на порядок слабее, чем сжимающей. Именно на этом эффекте основано повышение эффективности разрушения пород при больших интервалах замедления.

При взрывании серии скважин на ранее взорванную горную массу, являющуюся инерционной связью, исключается видимое горизонтальное смещение взорванной последующим взрывом горной массы [7]. При этом удлиняется период действия взрыва и обеспечивается более полное использование энергии заряда на полезную работу - дробление взрываемой горной массы, благодаря чему породы, подвергаясь всестороннему сжатию, дробятся более интенсивно и равномерно. Внешне сохраняя прежнюю структуру, взорванная горная масса легко разрушается при черпании экскаватором [8].

Пример практической реализации способа открытой разработки группы угольных пластов с валовым взрывным рыхлением вскрышных пород на разрезе «Буреинский-2» представлен на схемах. Объем экспериментального блока -143,0 тыс. м³; количество скважин глубиной скважин 12 м и диаметром 215 мм - 411 шт. (39 рядов по 9-13 скважин); сетка расположения скважин - 6,0×6,0 м. Горные породы блока представлены: мерзлые галечниковые отложения, VI категории крепости по СНиП, коэффициент крепости по шкале М.М. Протодьяконова - 4, категория трещиноватости по единой шкале II, категория пород по взрываемости - II.

На фиг. 2 показано расположение взрывных скважин при валовом рыхлении вскрышных пород двух угольных пластов; на фиг. 3 представлено размещение зарядов в покрывающих вскрышных породах угольного пласта №14 (сектор 1); на фиг. 4 - конструкция скважинного заряда в покрывающих вскрышных породах угольного пласта №14; на фиг. 5 - то же во вскрышных породах перемычки между угольными пластами №14 и 12; на фиг. 6 - размещение зарядов в подстилающих угольный пласт №14 скальных породах вскрыши (сектор 2); на фиг. 7 - то же в секторе 3.

При расчете параметров зарядов под угольным пластом для условий разреза «Буреинский-2» в формуле (1) по данным практики приняты следующие значения коэффициентов:

α=0,4 - для диаметра скважины 215 мм;

R=1,2 - для крепких пород типа песчаников на известковом цементе; R=1,1 - для крепких пород типа песчаников на глинистом цементе; R=1,0 - для пород средней крепости типа алевролитов.

Массовый взрыв был проведен с удельными параметрами замедления между скважинами в ряду от 29 мс/м (замедлитель в 176 мс при сетке 6×6 м), а между рядами скважин - от 33 мс/м (замедлитель в 201 мс при сетке 6×6 м). Инициирование внутрискважинной сети выполнено устройством ИСКРА-С с замедлением 500 мс.

Результаты взрыва представлены на снимках.

На фиг. 8 показано положение блока до взрыва; на фиг. 9 - после взрыва: видна неубранная горная масса (выделено овалом 1), вспученная горная масса сектора 1 над угольным пластом 2 (выделено овалом 2), недеформированная поверхность пласта 14 сектора 2 (выделено овалом 3).

На фиг. 10 - угольный пласт 14: видны трещины по напластованию, но положение пласта в пространстве сохранено, что позволило отработать его послойно с помощью бульдозера с рыхлителем (фиг. 11). Этому способствовало не только взрывание в зажиме, но и высокие интервалы замедления. Если разрушение среды взрывом характеризовать основными этапами процесса: трещинообразование; расширение трещин и расчленение объема на куски; сдвижение массива; разлет кусков, то величины скоростей расширения трещин и сдвижения массива имеют один порядок [7]. По известнякам время начала сдвижения составляет 150-250 мс [9], аналогичные величины получены при обработке наших видеосъемок по взрыванию доломитов, песчаников, в т.ч. и на разрезе «Буреинский-2». Поэтому подвижка массива от каждой отдельной скважины существенно меньше деформирует угольный пласт, а также способствует четкому оконтуриванию борта после взрыва блока. На фиг. 12 виден ровный отрыв по борту блока, существенно отличающийся от предыдущих взрывов.

Одновременное взрывание вскрышных пород над угольным пластом и под ним позволило исключить ОПС (опасную производственную ситуацию), связанную с оставлением перемычек между угольными пластами при традиционном способе взрывания, поскольку для бурения перемычек требуется сформировать дополнительные полки при помощи бульдозера, они формируются узкими и создают ОПС при бурении первого ряда скважин и дальнейшего заряжания скважин.

Взрывание породных перемычек под угольным пластом позволило исключить затраты, связанные с рыхлением этих перемычек буровзрывным способом, в том числе:

- бульдозерные работы при подготовке полок для бурения;

- дополнительные перегоны горно-транспортного оборудования;

- дополнительное бурение и взрывание скважин;

- время, связанное с подготовкой БВР и других подготовительно-заключительных операций.

При традиционном ведении БВР с оставлением перемычек и их дальнейшей отдельной ликвидацией удельный расход ориентировочно составил бы около 0,8 кг/м³. Фактический удельный расход ВВ при валовом взрывном рыхлением вскрышных пород составил 0,52 кг/м³. Важно отметить тот факт, что взрывание породы под угольным пластом повлияло на разупрочнение самого угольного пласта с образованием дополнительных трещин, что способствовало снижению выхода кусков угля крупной фракции при селективной выемке угля.

Таким образом, заявляемый способ открытой разработки группы угольных пластов с валовым взрывным рыхлением вскрышных пород позволяет снизить затраты на БВР и устранить ОПС, связанные с отдельным рыхлением межпластовых перемычек буровзрывным способом, и тем самым решить поставленную техническую задачу.

Источники информации, принятые во внимание при составлении заявки

1. Открытые горные работы. Справочник. - М.: Горное дело, 1994.

2. Ржевский В.В. Процессы открытых горных работ. - М.: «Недра», 1978. 541 с.

3. Патент Российской Федерации №2039268, МКИ 7 Е21С 41/26.

4. Патент Российской Федерации №2539083, МКИ 7 Е21С 41/26, F42D 5/05.

5. Викторов С.Д., Кочанов А.Н., Одинцев В.И. Предразрушение горных пород как стадия процесса разрушения при квазистатическом и динамическом нагружении // Физические проблемы разрушения горных пород / Санкт-Петербургский государственный горный институт (технический университет). - СПб., 2007 (Записки Горного института. Т. 171). С. 153-157.

6. Новикова М.А. Разработка способа производства массовых взрывов с попутной добычей гранитных блоков. Автореф. … канд. техн. наук / Московский горный ип-т. - М., 1984. 23 с.

7. Друкованый М.Ф., Ефремов Э.И., Комир В.М., Малюта Д.И. Теоретические исследования влияния величины подпорной стенки на ширину развала горной массы // Взрывное дело сб. №62/19. - М.: Недра. 1967. С. 99-104.

8. Алексеев Ф.К. Опыт работы ИнГОКа по взрыванию в зажатой среде высоких уступов // Взрывное дело сб. №62/19. - М.: Недра. 1967. С.244-248.

9. Турута Н.У., Галимуллин А.Т., Панченко Д.Ф. К исследованию временных характеристик процесса взрывного разрушения // Сб. «Физико-технические проблемы разработки полезных ископаемых», 1966. №1.