CC BY
41
© А.А. Галимьянов, А.И. Добровольский, Е.Б. Шевкун, А.В. Лещинский, 2015
УДК 622.235
А.А. Галимьянов, А.И. Добровольский, Е.Б. Шевкун, А.В. Лещинский
РАЗРАБОТКА ГРУППЫ УГОЛЬНЫХ ПЛАСТОВ С ВАЛОВЫМ ВЗРЫВНЫМ РЫХЛЕНИЕМ ВСКРЫШНЫХ ПОРОД
Приведены результаты экспериментального массового взрыва с одновременным взрывным рыхлением пород вскрыши над угольным пластом и под ним при сохранении положения пласта в пространстве на разрезе «Буреинский-2». Рассмотрены положительные и отрицательные стороны механического рыхления. Валовое взрывание позволяет снизить затраты исключением нарезания площадок под повторное бурение и снижением расхода взрывчатых материалов. При взрывании серии скважин исключается горизонтальное смещение горной массы и удлиняется период действия взрыва. Взрывание породных перемычек под угольным пластом позволило исключить затраты, связанные с их традиционным рыхлением. Приведена таблица основных показателей экспериментальных взрывов, суммарный экономический эффект от которых составил 16,8 млн руб.
Ключевые слова: валовое взрывание, массовый взрыв, угольный пласт.
Механическое рыхление позволяет облегчить раздельную выемку маломощных горизонтальных и наклонных (до 20) угольных пластов сложного строения, 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.
424
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 нами в способе открытой разработки с взрывным воздействием на пласт полезного ископаемого, в котором взрывное рыхление покрывающих скальных вскрышных пород проводят зарядами с воздушной подушкой в нижнем торце заряда. 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 [1].
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 энергоёмкость 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 издержки, ибо для бурения перемычек формируют бульдозером дополнительные площадки для размещения бурового оборудования. Площадки формируют узкими и возникают опасные производственные ситуации (ОПС) при бурении первого рядя скважин и дальнейшем заряжании скважин.
Поэтому мы разработали и испытали на разрезе «Буреин-ский-2» ОАО «Ургалуголь» способ открытой разработки группы угольных пластов с валовым взрывным рыхлением вскрышных пород (рис. 1).
Взрывные скважины сектора 1 в покрывающих угольный пласт В-14 вскрышных породах забуривают до пласта, заряжают их с воздушной подушкой (рис. 2, а), взрывные скважины сектора 2 в подстилающих угольный пласт В-14 вскрышных
425
Рис. 1. Общая схема экспериментального взрыва
Рис. 2. Конструкция зарядов скважин сектора 1 (а) и сектора 2 (б)
породах забуривают через угольный пласт, заряжают их уменьшенными зарядами с забойкой длиной не менее 5 диаметров скважины (рис. 2, б).
Заряды скважин под угольным пластом В-12 рассчитывают аналогично зарядам скважин под угольным пластом В-14. Скважины сектора 3, пробуренные за пределами угольного пласта В-12, заряжается как скважины сектора 1, а массовый взрыв осуществляют поскважинно системой неэлектрического инициирования с увеличенными интервалами замедления на зажим из неубранной горной массы.
В подстилающих угольный пласт скальных вскрышных породах 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 = аЯВ, м,
где М — высота заряда, м; а — коэффициент диаметра скважины; Я —коэффициент, учитывающий свойства скальных
426
вскрышных пород; В — расстояние от забоя скважины до лежачего бока угольного пласта.
Удельное замедление при монтаже поверхностной взрывной сети волноводной системой неэлектрического взрывания ИСКРА 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 инициирования первой скважины, пригруженной неубранной горной массой — осуществляется взрыв «в зажиме».
При этом многократное воздействие взрывных нагрузок с большим интервалом замедления вызывает разупрочнение массива пород за счёт возникающих микронарушений. Воздействие каждого импульса вызывает определённое 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 определённый промежуток времени [2]. 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 [3]. 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 [4].
Первый экспериментальный массовый взрыв с валовым взрывным рыхлением вскрышных пород на разрезе «Буреин-ский-2» проведён 27.05.15. Объём экспериментального блока —
427
143,0 тыс. м3; количество скважин диаметром 215 мм и длиной 12 м- 411 шт. (39 рядов по 9-13 скважин); сетка расположения скважин — 6,0x6,0 м. Горные породы блока представлены мёрзлыми галечниковыми отложениями с коэффициент крепости f = 4, категория трещиноватости по единой шкале II.
При расчёте параметров зарядов под угольным пластом для условий разреза «Буреинский-2» по данным практики приняты следующие значения коэффициентов эмпирической формулы: а = 0,4 — для диаметра скважины 215 мм; Я = 1,2 для крепких песчаников на известковом цементе; Я = 1,1 для песчаников на глинистом цементе; Я = 1,0 для алевролитов.
Массовый взрыв был проведён с замедлением между скважинами в ряду 176 мс, между рядами скважин — 201 мс. Инициирование внутрискважинной сети выполнено устройством ИСКРА-С с замедлением 500 мс.
Результаты взрыва представлены на снимках.
На рис. 3, а показано положение блока до взрыва, на рис. 3, б — после взрыва: видна неубранная горная масса (выделено овалом 1), вспученная горная масса сектора 1 над угольным пластом В-14 (овал 2), недеформированная поверхность пласта В-14 сектора 2 (овал 3).
На рис. 4 показана поверхность угольного пласта В-14 с отсутствием следов деформирования — видны устья взрывных скважин.
На рис. 5, а видны трещины по напластованию в угольном пласте В-14, но положение пласта в пространстве сохранено, что позволило отработать его послойно с помощью бульдозера с рыхлителем (рис. 5, б).
Рис. 3. Экспериментальный блок до взрыва (а) и после (б)
428
Рис. 4. Вид поверхности блока над угольным пластом В-14
Рис. 5. Вид пласта В-14 после взрыва (а) и его отработка (б)
Этому способствовало не только взрывание в зажиме, но и высокие интервалы замедления. Если разрушение среды взрывом характеризовать основными этапами процесса: тре-щинообразование; расширение трещин и расчленение объёма на куски; сдвижение массива; разлёт кусков, то величины скоростей расширения трещин и сдвижения массива имеют один порядок [3]. По известнякам время начала сдвижения составляет 150-250 мс [5], аналогичные величины получены при обработке наших видеосъёмок 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 чёткому оконтуриванию борта после взрыва блока.
Взрывание породных перемычек под угольным пластом позволило исключить затраты, связанные с их традиционным рыхлением: бульдозерные работы при подготовке полок для
429
Таблица
Основные показатели экспериментальных взрывов
Дата взрыва Объем ВГМ, тыс. м3 Расход ВВ, тн Удельный расход ВВ, кг/м3 Затраты на ВМ, тыс.руб. Средний размер фракции куска ВГМ, м Воздействие на угольный пласт, разубо-живание %
21.05.15 85 48,4 0,57 1198 0,35 0,0
27.05.15 143 74,5 0,52 2111 0,33 0,0
29.06.15 232 103,4 0,45 2932 0,32 0,0
10.07.15 173 74,8 0,43 2309 0,37 0,0
25.07.15 179 92,2 0,52 2695 0,31 0,0
28.07.15 103 44,1 0,43 1715 0,29 0,0
06.08.15 133 76,5 0,58 1898 0,25 2,1
Итого: 1048 514 0,5 14 858 0,31
бурения; дополнительные перегоны горно-транспортного оборудования; дополнительное бурение и взрывание скважин.
При традиционном ведении БВР с оставлением перемычек и их дальнейшей отдельной ликвидацией удельный расход ВВ составляет 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 образование дополнительных трещин, что способствовало снижению выхода кусков угля крупной фракции при селективной выемке угля.
Положительный опыт первого экспериментального взрыва позволил провести ещё ряд таких взрывов, результаты которых приведены в таблице.
Суммарный экономический эффект от проведения данных экспериментальных взрывов составил 16,8 млн руб.
- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Шевкун Е.Б., Лещинский А.В., Добровольский А.И., Галимьянов А.А. Способ открытой разработки с взрывным воздействием на пласт полезного ископаемого: Патент Российской Федерации № 2539083. Опубл. 10.01.2015. Бюл. № 1. по заявке № 2013154876.
2. Викторов С.Д., Кочанов А.Н., Одинцев В.И. Предразрушение горных пород как стадия процесса разрушения при квазистатическом и динами-
430
ческом нагружении // Физические проблемы разрушения горных пород. Санкт-Петербургский государственный горный институт (технический университет). - 2007. - Т. 171. - С. 153-157.
3. 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.
4. Алексеев Ф.К. Опыт работы ИнГОКа по взрыванию в зажатой среде высоких уступов // Взрывное дело сб. № 62/19. — М.: Недра, 1967. — С. 244-248.
5. 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.
КОРОТКО ОБ АВТОРАХ -
Галимьянов Алексей Алмазович — горный инженер, ОАО «Ургалуголь», п. Чегдомын, e-mail: [email protected]
Добровольский Александр Иванович — канд. техн. наук, исполнительный директор ОАО «Ургалуголь», п. Чегдомын, e-mail: [email protected]
Шевкун Евгений Борисович — д-р техн. наук, проф., профессор кафедры «Транспортно-технологические системы в строительстве и горном деле», Тихоокеанский государственный университет, Хабаровск, e-mail: [email protected]
Лещинский Александр Валентинович — д-р техн. наук, доцент, профессор кафедры «Транспортно-технологические системы в строительстве и горном деле», Тихоокеанский государственный университет, Хабаровск, e-mail: [email protected]
UDC 622.235
DEVELOPMENT OF A GROUP OF COAL SEAMS WITH GROSS EXPLOSIVE LOOSENING OVERBURDEN
Galimyanov Alexey B, Mining Engineer, JSC «Urgalugol», p. Chegdomyn, e-mail: [email protected]
Dobrovolskiy Alexander I., Candidate of Engineering Sciences, Executive Director of JSC «Urgalugol», p. Chegdomyn, e-mail: [email protected]
Shevkun Evgeny B., Doctor of Engineering Sciences, Professor, Professor of the Department «Transport and Technological Systems in the Construction and Mining», Quiet-ocean-ski state University, Khabarovsk, e-mail: [email protected]
431
Leszczynski Alexander V., Doctor of Engineering Sciences, to the Penny, Professor of the Department «Transport and Technological Systems in the Construction and Mining», Pacific state University, Khabarovsk, e-mail: [email protected]
The experimental results mass of explosive explosion with a simultaneous loosening of overburden above a coal bed and under him while maintaining the position of the stratum in the space of the cut Burein-sky-2. Examines the positive and negative insignificant side mechanical loosening. Gross blasting allows you to reduce costs with the exception of cutting sites for the re-drilling and the decline in the consumption of explosive materials. When blasting a series of wells eliminates the horizontal displacement of the rock mass and lengthens the period of the explosion. Blasting of rock bridges under a coal seam has eliminated the costs associated with their traditional loosening. The following table of main indicators of the experimental blasts, the total economic impact of which amounted to 16.8 million rubles.
Key words: gross blasting; blast; coal seam.
References
1. Shevkun E.B., Leszczynski, A. V., Dobrovolsky A.I., Galimyanov A.A. Patent RU№ 2539083. 10.01.2015.
2. Viktorov S.D., Kochanov A.N., Odintsev V.I. Physical problems of destruction of rocks, 2007, vol. 171, pp. 153-157.
3. Drukovanyy M.F., Efremov E.I., Coal V.M., Maluta D.I. Theoretical study of the influence of the magnitude of the retaining wall by the width of the collapse of the rock mass vzryv collection No. 62/19, Moscow, Nedra, 1967, pp. 99-104.
4. Alekseev F.K. Experience InGOK by blowing in the sandwiched medium high benches vzryv collection No. 62/19, Moscow, Nedra, 1967, pp. 244-248.
5. Turuta N. At. Galimullin A.T., Panchenko D.F. Proc. Physical-technical problems of development of mineral resources, 1966, no. 1.
432
