Результат интеллектуальной деятельности: СПОСОБ ВЗРЫВНОЙ ОТБОЙКИ ГОРНЫХ ПОРОД

Техническое решение относится к горнодобывающей промышленности и может быть использовано для добычи полезных ископаемых буровзрывным способом с применением схем короткозамедленного взрывания зарядов взрывчатых веществ (ВВ).

Известен способ ведения буровзрывных работ по патенту РФ №2290597, кл. F42D 3/04, Е21С 41/26, опубл. в бюл. №36 за 2006 г., включающий многорядное (2 и более) обуривание взрываемого блока скважинами постоянного диаметра, заряжание скважин ВВ, соединение зарядов ВВ взрывной сетью и короткозамедленное их взрывание, при котором величину энергии зарядов в нижней части первого и последующего нечетных рядов увеличивают путем, например, бурения параллельно сближенных скважин, заряды которых по высоте не одинаковы, или расширения скважин в этой части, а также увеличивают сетку расположения зарядов нечетных и четных рядов. Каждый заряд четного ряда взрывают после ослабления отбиваемого им массива взрывом увеличенных зарядов предшествующего нечетного ряда.

Недостатком этого способа является то, что при короткозамедленном взрывании условия работы каждого заряда не остаются постоянными, а изменяются в зависимости от существующих и вновь образуемых плоскостей обнажения массива горных пород взрывами зарядов предыдущих ступеней замедления. При проектировании массовых взрывов в пределах блока угол α раскрытия взрывной воронки остается одинаковым для всех взрывных воронок, что не соответствует изменяющимся условиям работы каждого заряда в процессе взрывания. Вследствие этого горная порода переизмельчается в одних местах и неравномерно дробится в других, что ведет к некачественному дроблению горной породы. Для обеспечения качественного дробления требуется увеличенный объем буровых работ и повышенный расход ВВ на отбойку.

Наиболее близким по технической сущности и совокупности существенных признаков к предлагаемому техническому решению является способ взрывной отбойки горных пород по патенту РФ №2410640, кл. F42D 3/04, опубл. в бюл. №3 за 2011 г., включающий бурение скважин, их заряжание, монтаж поверхностной взрывной сети с помощью детонирующего шнура и пиротехнических реле и взрывание скважин по схеме с клиновым врубом, при котором взрывание скважин осуществляют по секциям с количеством скважин в ряду, равным 5, и с замедлением между секциями, равным (10÷15)а мс, где а - расстояние между скважинами в ряду, скважины в клине взрывают относительно друг друга с замедлением, равным (15÷25)в мс, где в - расстояние между рядами скважин, причем в первую очередь взрывают скважину, находящуюся в вершине клина, а далее - в порядке по мере удаления от вершины клина.

Недостатком данного способа является то, что взрывание скважин по схеме с клиновым врубом, при котором в первую очередь взрывают скважину, находящуюся в вершине клина, а далее - в порядке по мере удаления от вершины клина, не обеспечивает эффективное использование энергии взрыва, поскольку угол α раскрытия взрывной воронки остается одинаковым для всех взрывных воронок в ряду, что не соответствует изменяющимся условиям работы каждого заряда в процессе взрывания, ведет к некачественному дроблению горной породы и требует увеличенного объема буровых работ для обеспечения качественного дробления, при этом отсутствие определения удельного расхода заряда ВВ для каждой взрывной воронки повышает расход ВВ на отбойку, необходимый для качественного дробления, что снижает эффективность взрывной отбойки.

Технической задачей предлагаемого способа является повышение эффективности взрывной отбойки за счет снижения объема буровых работ и расхода ВВ на отбойку при обеспечении качественного дробления горной породы.

Поставленная задача решается следующим образом. В способе взрывной отбойки горных пород, включающем бурение скважин в блоке, анализ свойств горных пород и определение на его основе удельного расхода q_в заряда ВВ для каждой взрывной воронки, закладку в скважины зарядов ВВ и последующее короткозамедленное взрывание этих зарядов по принятой схеме с образованием разных по диаметру и глубине взрывных воронок, согласно техническому решению удельный расход q_в заряда ВВ для каждой взрывной воронки определяют из соотношения:

где α - угол раскрытия взрывной воронки, град.;

γ - плотность горной породы отбиваемого участка массива в пределах взрывной воронки, т/м³;

K_ГТУ - коэффициент учета горнотехнических условий отбойки блока;

q₂ - планируемый удельный расход ВВ на вторичное дробление, т/м³, а указанный коэффициент K_ГТУ определяют по формуле:

где K_р - параметр, учитывающий расположение скважин, м,

K₀ - коэффициент, учитывающий условия отбойки;

K_во - коэффициент, учитывающий особенности выпуска горных пород из днища блока;

K_вв - коэффициент, учитывающий работоспособность ВВ;

K_n - коэффициент, учитывающий влияние статических напряжений по глубине отработки;

ƒ - крепость горных пород по М.М. Протодьяконову;

υ - коэффициент, учитывающий трещиноватость горных пород;

m - коэффициент сближения зарядов ВВ;

w - линия наименьшего сопротивления зарядов ВВ, м;

d_в - принимаемый диаметр выемочного куска горной породы, м,

при этом заряды ВВ с меньшими углами α раскрытия взрывной воронки взрывают с опережением по отношению к зарядам ВВ с большими углами α раскрытия взрывной воронки в каждом ряду скважин.

В таблице приведены пояснения выбора параметров, используемых в математических формулах.

Предложенный способ взрывной отбойки горных пород обеспечивает эффективное использование энергии взрыва каждого заряда за счет опережающего взрывания зарядов с меньшими углами α раскрытия взрывных воронок по отношению к зарядам этого же ряда с максимально возможными углами α раскрытия взрывных воронок, достигающими 360° в процессе короткозамедленного взрывания. За счет указанного опережающего взрывания создаются незажатые поверхности, и при определенном значении удельного расхода q_в ВВ энергия взрыва расходуется на равномерное дробление горной породы. При выбранном способе взрывной отбойки горных пород для каждой скважины выбирается необходимое и достаточное количество ВВ, тем самым достигается снижение удельного расхода q_в ВВ. Для закладки меньшего количества q_в ВВ требуется меньший объем буровых работ при обеспечении качественного дробления горных пород по сравнению со способом взрывной отбойки горных пород по патенту РФ №2410640.

Сущность технического решения поясняется примером реализации способа взрывной отбойки горных пород и чертежом, где представлена схема расположения зарядов ВВ с указанием углов раскрытия взрывной воронки от α₁ до α₄, выбранных по проекту отработки месторождения в блоке горных пород для их взрывания.

Следующие примеры иллюстрируют способ взрывной отбойки горных пород.

Пример 1.

Способ взрывной отбойки горных пород реализуют следующим образом.

1. При отработке блока Б в нем бурят скважины 1÷5 в рядах I÷III.

Анализируют свойства горных пород. Определяют плотность горной породы (например, γ=3 т/м³), коэффициент, учитывающий трещиноватость горных пород (например, υ=0,95), крепость горных пород по М.М. Протодьяконову (например, ƒ=10). В зависимости от проектной документации выбирают углы α₁÷α₄ раскрытия взрывных воронок (например, α₁=7π/30 рад, α₂=5π/12 рад, α₃=π рад, α₄=5π/9 рад), диаметр выемочного куска горной породы (например, d_в=0,1 м), линию наименьшего сопротивления зарядов ВВ (например, w=1,5 м), коэффициент сближения зарядов ВВ (например, m=1,2), планируемый удельный расход ВВ на вторичное дробление, (например, q₂=0,1 т/м³), коэффициент, учитывающий особенности выпуска горных пород из днища блока K_во=1 (например, применяется круглая воронка выпуска), коэффициент, учитывающий работоспособность ВВ K_вв=1 (например, применяется стандартное ВВ).

2. По таблице определяют параметры:

коэффициент, учитывающий условия отбойки K₀=1 (т.к. крепость горной породы 10);

коэффициент, учитывающий влияние статических напряжений по глубине отработки K_n=1 (для глубины 800 м),

параметр, учитывающий расположение скважин, K_р=1,1 м (отбойка массива треугольной формы на одну свободную поверхность).

3. Определяют К_ГТУ - коэффициент учета горнотехнических условий отбойки блока по формуле:

К_ГТУ=81,9·10^-3.

4. Определяют удельный расход q_в заряда ВВ для каждой взрывной воронки из соотношения:

Для скважин 1, 5, 11, 15 q_в=0,46·10^-3 т/м³,

Для скважин 3, 7, 9, 13 q_в=0,49·10^-3 т/м³,

Для скважин 2, 4, 8, 12, 14 q_в=0,1·10^-3 т/м³,

Для скважин 6, 10 q_в=0,23·10^-3 т/м³,

Т.е. для каждой скважины определяется оптимальное количество q_в ВВ в зависимости от угла α раскрытия взрывной воронки, коэффициента учета горнотехнических условий отбойки K_ГТУ, плотности горной породы γ и планируемого удельного расхода ВВ на вторичное дробление q₂.

5. После этого осуществляют закладку в скважины 1÷15 зарядов ВВ и последующее короткозамедленное их взрывание с образованием разных по диаметру и глубине взрывных воронок. При этом заряды ВВ с меньшими углами α раскрытия взрывной воронки взрывают с опережением по отношению к зарядам ВВ с большими углами α раскрытия взрывной воронки в каждом ряду скважин.

Пример 2.

Способ взрывной отбойки горных пород реализуют следующим образом.

1. При отработке блока Б в нем бурят скважины 1÷15 в рядах I÷III.

Анализируют свойства горных пород. Определяют плотность горной породы (например, γ=3,2 т/м³), коэффициент, учитывающий трещиноватость горных пород (например, υ=0,97), крепость горных пород по М.М. Протодьяконову (например, ƒ=9). В зависимости от проектной документации выбирают углы α₁÷α₄ раскрытия взрывных воронок (например, α₁=π/6 рад, α₂=5π/11 рад, α₃=π рад, α₄=2π/3 рад), диаметр выемочного куска горной породы (например, d_в=0,1 м), линию наименьшего сопротивления зарядов ВВ (например, w=1,4 м), коэффициент сближения зарядов ВВ (например, m=1,1), планируемый удельный расход ВВ на вторичное дробление, (например, q₂=0,11 т/м³), коэффициент, учитывающий особенности выпуска горных пород из днища блока K_во=0,9 (например, применяется эллипсовидная воронка выпуска), коэффициент, учитывающий работоспособность ВВ K_вв=1 (например, применяется стандартное ВВ).

2. По таблице определяют параметры:

коэффициент, учитывающий условия отбойки K₀=0,9 (т.к. крепость горной породы 9);

коэффициент, учитывающий влияние статических напряжений по глубине отработки K_n=1,1 (для глубины 1050 м),

параметр, учитывающий расположение скважин, K_р=1,1 м (отбойка массива треугольной формы на одну свободную поверхность).

3. Определяют К_ГТУ - коэффициент учета горнотехнических условий отбойки блока по формуле:

К_ГТУ=174,5·10^-3.

4. Определяют удельный расход q_в заряда ВВ для каждой взрывной воронки из соотношения:

Для скважин 1, 5, 11, 15 q_в=0,56·10^-3 т/м³,

Для скважин 3, 7, 9, 13 q_в=0,89·10^-3 т/м³,

Для скважин 2, 4, 8, 12, 14 q_в=0,24·10^-3 т/м³,

Для скважин 6, 10 q_в=0,41·10^-3 т/м³,

5. После этого осуществляют закладку в скважины 1÷15 зарядов ВВ и последующее короткозамедленное их взрывание с образованием разных по диаметру и глубине взрывных воронок. При этом заряды ВВ с меньшими углами α раскрытия взрывной воронки взрывают с опережением по отношению к зарядам ВВ с большими углами α раскрытия взрывной воронки в каждом ряду скважин.

Таким образом для каждой скважины выбирается необходимое и достаточное количество ВВ. За счет опережающего взрывания зарядов ВВ в скважинах с меньшими углами α раскрытия взрывной воронки создаются незажатые поверхности и при определенном значении удельного расхода q_в ВВ энергия взрыва расходуется на равномерное дробление горной породы. Такой способ взрывной отбойки горных пород обеспечивает эффективное использование энергии взрыва каждого заряда за счет опережающего взрывания зарядов с меньшими углами α раскрытия взрывных воронок по отношению к зарядам этого же ряда с максимально возможными углами α раскрытия взрывных воронок. При выбранном способе взрывной отбойки горных пород достигается снижение удельного расхода q_в ВВ за счет выбора оптимального удельного расхода и объема буровых работ за счет возможности бурения скважин меньшего диаметра при обеспечении качественного дробления горных пород.