CC BY
67
/Ссо8/>;
у. —__^
(4)
где К'р - расчетное сцепление по контактам; Па; /?- угол наклона поверхностей скольжения; р, -расчетный угол внутреннего трения по контактам.
Краны и другие стационарные машины и механизмы целесообразно в этих случаях расп гать на бортах с благоприятным залеганием поверхностей ослабления.
В случае перехода на высокоуступныс схемы добычи блоков проектная высота вертикального уступа должна приниматься не выше расчетной, определяемой для неблагоприятного залегания плоскостей напластования, рассчитанной по формуле (4), м
Я7<Л,. (5)
При неблагоприятно складывающихся условиях от применения бестраншейных схем вскрытия следует отказаться, несмотря на всю их привлекательность.
Таким образом, возможность применения бестраншейного вскрытия месторождений природного камня и основные технологические параметры должны определяться индивидуально, с учетом горно-геологических условий месторождения и устойчивости горных пород по всем возможным направлениям развития карьера.
Кроме того, во всех случаях применения бестраншейного вскрытия должны учитываться ограничения, предусмотренные действующими правилами безопасности на открытых горных работах.
БИБЛИОГРАФИЧЕСКИЙ СПИСОК
1. Бычков Г. В. Нетрадиционные схемы вскрытия месторождений природного камня и их классификация //Добыча, обработка, применение природного камня: Сб. научи, тр. Магнитогорск: М1ТУ. 2003. С. 41-56.
2. Шелест А. Т.. Беляев В. Л. Гео!к«еханнка: Учебное пособие. Екатеринбург: Изд-во УГГТА, 2001. 186 с.
ВЗРЫВНЫЕ ТЕХНОЛОГИИ НА ДОБЫЧЕ БЛОКОВ ПРИРОДНОГО КАМНЯ
КО КУЧИ НА Л. В.
Центром добычи и обработки камня постоянно ведутся исследования и разработка новых технологий на добыче и обработке природного камня. Известно, что применение традиционного взрывания на рыхление на месторождениях природного камня не допускается. Выполненные на отдельных месторождениях природного камня массовые взрывы привели к последствиям, после которых дальнейшая разработка их на блочный камень ста невозможной или потребовала значительных затрат на ликвидацию последствий взрывных работ.
В результате теоретических исследований и длительных производственных испытаний, выполненных Центром добычи и обработки природного камня, была разработана принципиально новая концепция производства буровзрывных работ на месторождениях природного камня [1, 2]. В основу концепции были положены принципы:
1. Перед массовым взрывом должны быть выполнены предохранительные мероприятия, предупреждающие возникновение вторичной трещиноватости в продуктивном массиве.
Сущность предохранительных мероприятий заключается в применении демпферной защиты направлении вдоль оси зарядов вниз и создании экранирующих щелей для защиты продуктивно-массива в горизонтальном направлении Создание экранирующих щелей целесообразно и при ходке траншей и съездов в продуктивном массиве горных пород на месторождениях природно-камня (рис. I, 2).
Рис. I. Создание шслсвого .крана взрывом Р,,с 2 РсзУльтат в,Рыва
скважин шслсвого экоана
После выполнения предохранительных мероприятий производятся массовые взрывы внутри ограниченного щелями конт>ра (рис. 3). Выполненные массовые взрывы не нарушают охраняемого массива горных пород (на рис. 4 справа), который в дальнейшем разрабатывается на блочный камень.
2. Действие взрыва на массив за пределами защитного контура должно быть минимальным, что достигается:
а) уменьшением диаметра взрывных скважин без потери эффективности рыхления;
б) снижением удельного веса заряда и равномерным распределением взрывчатого вещества в массиве:
в) независимым действием каждого заряда рыхления, что достигается путем применения специальной схемы коммутации зарядов ми использования неэлектрической системы инициирования типа СИНВ.
Рис. 3. Взрыв зарядов рыхления Рис. 4. Фрагмент развала послс взрыва
В основе этих принципов заложено ограничение веса заряда и удельного расхода ВВ на единицу обьема горной массы. Для равномерного распределения ВВ в массиве применяется ирсиму-
шсствснно шахматная схема размещения скважин в пространстве, для которой обязательна кая связь между параметрами - расстоянием между зарядами (а) и расстоянием между р скважин (Ь):
Ь = 0,866а.
Дальнейшее изучение механизма и динамики разрушения горных пород взрывом [2. 3^ а также промышленное производство взрывных работ на карьерах блочного камня показали, на месторождениях природного облицовочного камня при отработке выветрелых вскрышных пород длина перебура должна быть минимальной, а в большинстве случаев он исключается вообще, т. с. /„ср = 0. Ни одна из действующих методик ргсчста параметров БВР этих факторов не учитывает.
При расчете параметров буровзрывных работ на месторождениях природного камня еле учитывать, что мощность скальных вскрышных горных пород равна высоте уступа, отрабат мого с помощью БВР. Из этого следует, что величина перебура в этом случае равна нулю и вел расчет параметров необходимо производить, исходя из условия уменьшения высоты образующихся порогов по подошве уступа.
Длина заряда (м) определяется из условия, что длина перебура равна нулю, а в нижней часта скважины устраивается демпфер дл* защиты нижележащего продуктивного массива от разрушения:
/«р="у-/д-/„6. (2)
где Ну - высота разрабатываемого уступа, м; /я - длина демпфера, м; - длина забойки, м.
На качество дробления горной массы существенное влияние оказывает длина забойки. При больших диаметрах скважин и относительно небольшой высоте уступа длина заряда незначительна, а вся оставшаяся часть скважинь заполняется забойкой. Это приводит к чрезмерному дроблению горных пород в нижней части уступа и плохой проработке верхней части. При большом времени вылета забойки верхняя часть уступа поднимается «шапкой» без дробления. В связи с этим заряд большого диаметра целесообразно рассредоточить за счет промежутков или лучше перейти на скважины меньшего диаметра. Во всех случаях длину забойки не следует принимать больше значения,м
/мб=20</с. (3)
С учетом ЭТих Особенностей нами была выведена зависимость величины сопротивления по подошве уступа от удельного расхода взрывчатого вещества <7, высоты уступа Ну, длины демпфера /д. диаметра скважины с1с и коэффициента сближения скважин т [2], м
Ж" = 28г/ I у д-е-. (4)
НутЧ
Оптимальные значения коэффициента т = 0,9... 1,1 и зависят в основном от вязкости горных пород: для гранитов и других, хорошо раскалывающихся горных пород принимаются большие значения т, а для вязких - мраморизованные известняки, серпентиниты и т. д. - меньшие значения. Для случаев традиционного взрывания с псрсбуром скважин:
Ж = (5)
у Нущ
В этом случае длина заряда определяется по выражению, м
^оар = Ну +/пср -/д ~/мб- (6)
Эффективность буровзрывных работ а значительной степени зависит от равномерности размещения взрывчатого вещества в массиве горной породы. Исходя из этого условия, длина заряда жпжна быть не менее
1щ, > 0,6 Ну.
(7)
Длина персбура должна иметь значение в пределах
(8)
Подставив в выражение (2) значение /вр (7), а также среднее значение перебура (8) и забойки (3), приняв среднюю величину демпфера /, = 5с/с, получим значение оптимального диаметра скважины (шпура) по условию равномерного размещения заряда:
Исходя из этого получается, что применение зарядов диаметром 0,105 м рационально только при высоте уступа более Ну = 3,5 м, а при высоте уступа Ну » 2,0 м и менее должен применяться только шпуровой метод.
Полученное нами выражение (5) для расчета W является универсальным и может широко применяться в практических расчетах параметров буровзрывных работ, а выражение (4) является частным случаем, когда взрывание производится без перебура, но с демпфером. Нетрудно заметить, что при взрывании без перебура расчетная величина сопротивления по подошве уступа получается несколько ниже, чем при взрывании с перебуром. В первом случае расстояния между скважинами и рядами уменьшаются, то есть они как бы сближаются.
До получения приведенной выше зависимости (4) для расчета сопротивления по подошве ■спользовалась методика союзвзрывпрома. для небольших значений высоты уступа рассчитанные яо этой методике значения сопротивления по подошзе W% а следовательно, и значения параметров з и Ь получались завышенными. При значениях hy < 2,0 м расчетная величина IVo* получается значительно больше высоты уступа, а относительно небольшой заряд размещается в нижней части скважины. Это приводит к образованию значительных порогов и большого количества негабарита, а эффективность буровзрывных работ резко снижается. В связи с этим в процессе проведения опытных взрывов параметры а и Ь интуитивно корректировались в сторону уменьшения, и результаты взрывов улучшались. Это навело на мысль о том, что должна существовать реальная зависимость между высотой уступа и величиной сопротивления по подошве, что и было выведено при теоретических исследованиях (4).
Разработанная Центром технология предохранительного взрывания на подготовке к выемке шветрелых вскрышных пород и проходке капитальных выработок при вскрытии новых горизонтов внедрена на Южно-Коелгинском, Полевском, Верхне-Тагильском, Рыскужинском, Амангиль-динском, Лемезинском, Хамитовском и других месторождениях блочного мрамора.
Применение предохранительного взрывания позволяет выполнить горнокапитальные работы ва карьере за 6-9 месяцев, в то время как при произвэдетве этих работ с использованием добычного оборудования требуется 4-5 лет. Затраты на проведение горнокапитальных работ сокращаются ва порядок.
Экономическая эффективность от использования взрывного способа с предохранительными мероприятиями только на вскрытии Южно-Коелгинского месторождения мрамора составила более 18 млн рублей.
Специалистами Центра совместно с представителями Новосибирского механического завода «Искра» были успешно проведены испытания технологии отделения от массива крупных монолитов с использованием зарядов «мягкого» взрывания на Султаевском гранитном карьере (рис. 5).
Отделяемые зарядами «мягкого» взрывания монолиты полностью пригодны для разделения их на блоки. В дальнейшем эта технология была подробно изучена и отработана. Были проведены лабораторные испытания образцов гранита, отобранных в месте проведения взрывных работ.
- 0,03/Уу.
(О)
