Способ формирования заряда взрывчатого вещества в скважине

Изобретение относится к горной промышленности и может быть использовано при взрывной скважинной отбойке горных пород на открытых горных работах.

Известны различные способы ведения взрывных работ, например, при создании открытых профильных выработок в грунтах за счет увеличения скорости ударной волны в забойных частях зарядных полостей (см. SU №1538659, кл. F42D7/00, опубл.1988), осуществлением скважинного взрыва путем сохранения стабильности взрывного состава при высоком градиенте температуры воздуха и вмешающих пород (см. SU №1295820, кл. Е21С37/00, F42D3/04, опубл.1985), способом интенсификации неравномерности действия взрыва по длине скважины (см. SU №1540431, кл. F42D3/00, опубл.1988), формированием скважинного заряда (см. SU №1582791) путем размещения дополнительных рассредоточенных зарядов в скважине в виде цилиндрических сегментов с заполнением промежутков забоечным материалом и др.

Общими недостатками известных решений являются отсутствие направленного действия ударной волны в массиве взрываемого блока, сложность конструкции заряда взрывчатого вещества и их исполнения, невозможность контроля в процессе заряжания скважин точности места формирования кумулятивной воронки, низкое качество проработки подошвы уступа и т.д.

Известен способ рассредоточения заряда в скважине (см. RU №2437056, кл. F42D1/08, опубл. 20.12.2011), включающий подвеску на заданной глубине скважинного затвора и последующее его заклинивание. При этом в качестве скважинного затвора подвешивают полую емкость биконической формы, выполненную из пластической массы, а заклинивают ее подсыпкой в скважину нескольких порций щебня фракции 10-20 мм.

Недостатком известного технического решения является возможное низкое качество проработки подошвы уступа, поскольку рассредоточение зарядов идет только в вертикальной полости.

Способ формирования воздушных промежутков в скважине с расширенной зарядной полостью (см. RU №2317517, кл. F42D1/08, опубл. 20.02.2008) включает бурение взрывной скважины небольшого диаметра с последующим расширением в ней нескольких расположенных друг над другом на заданной высоте котловых полостей заданного диаметра и разделение заряда ВВ на части воздушным промежутком. Расстояние между котловыми полостями по высоте скважины принимают равным высоте воздушных промежутков, а воздушные промежутки формируют между котловыми полостями в скважине небольшого диаметра с помощью устройства, содержащего перекрывающий сечение скважины эластичный затвор, выполненный в виде раскрывающегося зонтика с ребрами жесткости из упругих струн в виде расходящихся лучей, скрепленных с материалом зонтика. Ребра жесткости выполнены переменной жесткости, убывающей по величине от центра к их концам, и соединены с усеченным конусом, направленным большим основанием к воздушному промежутку.

При всех достоинствах известное техническое решение характеризуется сложностью конструкции скважинного заряда, трудоемкостью ее исполнения и низким качеством проработки подошвы уступа, в совокупности снижающие эффективность взрывания скважинного заряда.

Задачей, на которое направлено заявленное изобретение, является повышение эффективности буровзрывной отбойки за счет совершенствования конструкции скважинного заряда.

Поставленная цель достигается тем, что в способе формирования заряда взрывчатого вещества в скважине основной заряд размещают на дне скважины в рукавах, ориентированных по подошве уступа перпендикулярно друг к другу по четырем направлениям, создают воздушный промежуток между этими зарядами в горизонтальной полости, верхнюю устьевую часть скважины запирают пробкой, а дополнительный заряд взрывчатого вещества в стволе скважины размещают на расстоянии, равном половине высоты уступа с засыпкой оставшегося пространства скважины забоечным материалом.

Сопоставительный анализ признаков заявленного решения с признаками аналогов свидетельствует о соответствии заявленного решения критерию «новизна».

В предлагаемом способе новыми признаками в сравнении с аналогами являются:

- создание новой конструкции скважины с горизонтальными взаимно-перпендикулярно расположенными полостями на дне скважины;

- новый принцип формирования воздушного промежутка в горизонтальной полости скважины;

- ориентация полостей по уровню подошвы уступа и соседних скважин;

- расположение дополнительного заряда взрывчатого вещества в стволе скважины в промежутке между забоечным материалом и запирающей пробкой.

Указанные новые признаки исключают недостатки существующих способов формирования заряда взрывчатого вещества и обеспечивают следующие усиленные положительные свойства:

- формирование полостей с воздушными промежутком и по горизонтали создают условия для лучшей проработки подошвы уступа при взрывной отбойке;

- рассредоточение зарядов в вертикальной и горизонтальной полостях позволяет равномерно распределить энергию взрывчатого вещества во взрываемом блоке;

- размещение запирающей пробки у устья скважины обеспечивает формирование воздушного промежутка на дне скважины.

Весь комплекс перечисленных признаков, в целом, гарантирует создание нового способа формирования заряда взрывчатого вещества в скважине.

Способ поясняется чертежами, где на фиг. 1 представлена схема скважинного заряда в поперечном разрезе, на фиг. 2 – схема расположения скважин в плане взрываемого блока и их основные параметры, на фиг. 3 – расчетная схема скважинного заряда.

Способ осуществляется следующим образом.

Скважинный заряд формируют с размещением взрывчатого вещества 1 (см. фиг. 1) на уровне подошвы уступа в четырех рукавах с воздушными промежутками 2. После заряжания основных зарядов 1 устанавливают запирающую пробку 3 на дне каждой скважины для размещения на них забоечного материала 4 и промежуточного заряда 5. Инициирование зарядов 1 и 5 производится с помощью детонирующего шнура 6 и капсюля детонатора 7 (см. фиг. 2).

Промежуточный заряд 5 располагают на глубине, равной половине высоты уступа Н_у, что позволяет добиться равномерного дробления пород взрываемого массива 8.

Расположение зарядов 1 в рукавах с воздушными промежутками 2 обеспечивает лучшую проработку подошвы уступа, предотвращая процесс распространения продуктов детонации по оси скважины.

В результате реализации данного способа формирования заряда в скважине значительно сократятся удельный расход взрывчатого вещества на 1м³ горных пород, выход пород с 1 п.м. скважины, объемы буровых работ благодаря раширению сетки скважин и сокращению их величин перебуров, а также улучшится качество проработки подошвы уступа.

Пример конкретного выполнения способа.

Техническая сущность и преимущества нового технического решения раскрыты на примере взрывной отбойки блока рекомендуемым способом при следующих параметрах (см. фиг. 3) исходных данных для расчетов:

- высота уступа, Н_у = 15 м;

- угол откоса уступа, α = 75°;

- марка бурового станка, СБШ – 320;

- диаметр скважины, d_c = 320 мм;

- крепость пород (песчаники), f = 9;

- перебур скважины при традиционной технологии, L_п = 20%;

- длина взрываемого блока, L_Б = 100 м;

- ширина блока, Ш = 40 м;

- сетка скважин, 7×7 м;

- удельный расход взрывчатого вещества, q = 0,5 кг/м³;

- стоимость взрывчатого вещества, 600 долларов за тонну.

На фиг. 3 приведена расчетная (формализованная) схема расположения скважин во взрываемом блоке как один из вариантов исполнения технического решения. Расчеты выполнены в следующей последовательности:

I. Традиционная технология

1. Глубина скважины при традиционной технологии L^T_c равна

= H_у + Н_y ⋅ L_пер;

L_пер = 0,2 ⋅ Н_у,

где L_пер - длина перебура скважины, составляющая 20% от высоты уступа, м.

= 15 + 15 ⋅ 0,2 = 18 м.

2. Объем взрываемого блока - V_Б,

V_Б = Н_у ⋅ L_Б ⋅ Ш = 15 ⋅ 100 ⋅ 40 = 60000 м³.

3. Объем буровых работ во взрываемом блоке - ∑ ,

∑ _{= nc ⋅ ,}

где _{– количество скважин во взрываемом блоке, шт.}

где 7×7 – сетка скважин, м,

откуда, ∑ = 84 ⋅ 18 = 1512 м.

4. Выход породы с 1 п.м скважины - ,

= = = 40 м³.

5. Затраты на буровые работы – ,

₌ С_пм ⋅ ∑ ,

где С_пм – стоимость бурения 1п.м скважины, долл/п.м.

Стоимость бурения 1 п.м взята из фактических показателей работы предприятий АК «Алроса» (ОАО) и составила, С_пм = 0,34 долл/п.м, т.е. 10% от общей себестоимости разработки 1 м³ вскрышных пород (см. описание RU №2233982, кл. E21C41/00, опубл. 10.08.2004), тогда:

= 0,34 ⋅ 1512 = 514,1 долл.

6. Затраты на взрывные работы составят - ,

_{= q ⋅ VБ ⋅ СВВ,}

где С_ВВ – стоимость взрывчатого вещества, долл/кг,

C_ВВ = 0,6 долл/кг;

_{= 0,5 ⋅ 60000 ⋅ 0,6 = 18000 долл.}

Всего затрат при традиционной технологии – З^T,

З^T = _{+ = 514,1 + 18000 = 18514,1 долл.}

II. Рекомендуемая технология

1. Глубина скважины при рекомендуемой технологии – _{(см. фиг. 3),}

= H₁ + ,

где Н₁ – длина вертикального участка скважины, м;

Н₂ – длина наклонного участка скважины, м;

– угол наклона скважины, град = 50^°;

H₁ = Н_у ; H₂ = H_у;

Н₁ = ⋅ 15м = 10 м; Н₂ = Н_у = 5 м,

откуда = 10 + = 10 + = 16,5 м.

2. Объем взрываемого блока – V_Б,

V_Б = 60000 м³.

3. Объем буровых работ во взрываемом блоке - ∑ L^P_C,

∑ = n_C ⋅ = 84 ⋅ 16,5 = 1386 м.

4. Выход породы с 1п.м скважины - ,

= = = 43,3 м³.

5. Затраты на буровые работы – ,

_{= Спм ⋅∑ = 0,34 ⋅ 1386 = 471,2 долл.}

6. Затраты на взрывные работы – ,

= = 18000 долл.

7. Затраты на повышение качества проработки подошвы уступа – 3 пр, качество проработки подошвы уступа оценивается по количеству образуемых треугольных призм от взрывания первого ряда скважин. Ликвидацию треугольных призм производят путем обуривания и взрывания шнуровых зарядов. Затраты на ликвидацию треугольных призм приняты равным 10% от затрат на буровзрывные работы. Тогда,

_{= 0,10 ⋅ З^Т, годовые затраты - ∑ ,}

∑ = П_Б ⋅ ,

где П_Б – количество взрываемых блоков в году.

Годовой экономический эффект Э_г рассчитан по формуле:

Э_г = (З^T – З^Р) ⋅ V_гм,

где V_гм – производительность карьера по горной массе, млн м³ (в расчетах принята равной 5,0 млн м³).

Результаты расчетов экономической эффективности приведены в таблице, откуда следует, что одним из путей повышения эффективности буровзрывной отбойки горных пород является совершенствование конструкции скважинного заряда. Так, рекомендуемый способ формирования заряда взрывчатого вещества в скважине позволяет снизить затраты на буровзрывные работы на 0,1159 млн долл, что составляет 5,8% от общих затрат на буровзрывную отбойку. Ожидаемый экономический эффект получен на карьере с годовой производительностью 5 млн м³ по горной массе, а с увеличением годовой производительности они существенно возрастают. Кроме того, имеется реальная возможность использования данного технического решения одновременно на нескольких карьерах.

Таблица

Ожидаемое улучшение технико-экономических показателей разработок от внедрения изобретения