способ разработки горных пород при реконструкции карьера

Формула изобретения

1. Способ разработки горных пород при реконструкции карьера, включающий разработку уступов целиковой и приконтурной заходками, бурение скважин в пределах приконтурной заходки, их заряжание и взрывание, разработку приконтурной заходки с опережением относительно целиковой заходки, бурение скважин в массиве целиковой заходки, их заряжание и взрывание, отличающийся тем, что бурят основные и вспомогательные скважины в массиве целиковой заходки горизонтальными насквозь целика, располагая ряд основных скважин по линии подошвы уступа, а заряжание скважин производят при забойке их с обеих сторон малоплотным материалом.

2. Способ по п.1, отличающийся тем, что ряд вспомогательных скважин бурят выше середины уступа.

Описание изобретения к патенту

Предлагаемое изобретение относится к горному делу и может быть использовано при расконсервации временно нерабочих бортов карьеров.

Известен способ ведения буровзрывных работ, включающий бурение скважин, заряжание их, отбойку посредством взрывания с применением специальных диагональных схем коммутации скважинных зарядов [1].

Недостатком этого способа является недостаточная эффективность меры по снижению количества падающих вниз горных пород. Диагональная схема взрывания применяется на всех блоках приконтурной зоны. Однако, как показывает опыт ведения горных работ, количество падающих на нижние горизонты горных пород при ширине взрываемых блоков 30-40 м достигает 20% от общего объема взрываемых горных пород.

Известен способ производства буровзрывных работ при реконструкции карьера, включающий отбойку взрывных скважин двумя заходками - приконтурной и целиковой с опережением приконтурной заходки относительно целиковой [2]. При этом способе в первую очередь проходится заходка со стороны проектного контура карьера, затем отрабатывается целик, оставленный со стороны карьера.

Недостатком этого способа также является недостаточная эффективность мер по снижению количества падающих вниз горных пород. Поскольку взрывание оставленного целика производится по традиционной технологии, включающей бурение и взрывание вертикальных скважин, разлет горных пород в сторону карьера не исключается при использовании любой схемы взрывания и количество падающих вниз горных пород остается на уровне 15-20% от общего взрываемого объема. За счет сокращения ширины целика до 15-20 м общее количество падающих вниз горных пород по сравнению с предыдущим способом может быть сокращено на 25-30%.

Следующим недостатком данного способа является большой выход негабаритных кусков, связанный с наличием четырех свободных поверхностей на взрываемом блоке и ограничением удельного расхода ВВ в целях снижения разлета кусков горных пород.

Наиболее близким по технической сущности и достигаемому результату является способ разработки горных пород при реконструкции карьера, включающий разработку уступов целиковой и приконтурной заходками, с обрушением горных пород целиковой заходки в сторону приконтурной заходки [3].

Способ разработки горных пород при реконструкции карьера включает разработку уступов целиковой и приконтурной заходками, бурение скважин в пределах приконтурной заходки, заряжание скважин и их взрывание, разработку приконтурной заходки с опережением относительно целиковой заходки, бурение скважин в массиве целиковой заходки, заряжание их и обрушение горных пород целиковой заходки в сторону приконтурной заходки, ширину целиковой заходки принимают равной в соответствии с условиями В=(1,5÷3,0)W; В>а, где В - ширина целиковой заходки, м; W - величина сопротивления по подошве зарядов в приконтурной заходке, м; а - ширина призмы возможного обрушения откоса уступа, м; в массиве целиковой заходки бурят ряд наклонных скважин, угол наклона которых принимают в соответствии с условием , где - угол наклона скважин целиковой заходки, град; - угол внутреннего трения отрабатываемых пород, град; наклон скважин осуществляют в сторону приконтурной заходки, взрывание наклонных скважин целиковой заходки производят совместно со скважинными зарядами приконтурной заходки нижележащего горизонта, после чего производят отгрузку обрушенной горной массы.

Недостатком данного способа является недостаточная надежность в получении ожидаемых результатов в части степени дробления горных пород и в обрушении горных пород целиковой заходки в сторону приконтурной заходки, большая зависимость безопасности и качества БВР от достоверности горно-геологической характеристики взрываемого массива горных пород.

При одновременном взрывании отбойных скважин нижнего рабочего уступа с наклонными скважинами целиковой заходки верхнего рабочего уступа вероятность обрушения горных пород целиковой заходки достаточно низка, в связи с тем, что в процессе взрыва с некоторым (миллисекундным) временным опережением для них образуется упор из вылетающих вверх горных пород и газов, препятствующий падению горных пород целиковой заходки, т.к. для преодоления силы инерции горными породами целиковой заходки при их падении потребуется больше времени, чем для прорыва газов и движения взорванных горных пород в сторону единственной свободной поверхности. Затем взорванной горной массой нижнего уступа будет заполнено выработанное пространство верхнего рабочего уступа примерно на 1/3-1/4 его высоты.

Авторами работы [3] допускаются варианты оставления на месте горных пород целиковой заходки или их сброса на нижерасположенные бермы при взрывании. При оставлении горных пород целиковой заходки на месте не будет выполнено условие для их полноценного дробления, т.к. обеспечение достаточной степени их дробления связывается с ожидаемым обрушением целика в сторону приконтурной заходки. А при сбросе горных пород на нижележащие бермы не будет достигнута главная цель, заключающаяся в уменьшении количества падающих вниз взорванных горных пород.

Применение одного ряда наклонных отбойных скважин также может стать фактором повышенного выхода негабаритов из приподошвенной зоны.

Техническим результатом предлагаемого изобретения является уменьшение количества сбрасываемых на нижерасположенные горизонты горных пород, что позволяет снизить объемы дополнительных грузоперевозок, связанных с подъемом упавших на нижерасположенные бермы взорванных горных пород до горизонта их первичного местоположения, повышая тем самым эффективность горных работ.

Указанный технический результат достигается тем, что при осуществлении способа разработки горных пород при реконструкции карьера, включающего разработку уступов целиковой и приконтурной заходками, бурение скважин в пределах приконтурной заходки, их заряжание и взрывание, разработку приконтурной заходки с опережением относительно целиковой заходки, бурение скважин в массиве целиковой заходки, их заряжание и взрывание, бурят основные и вспомогательные скважины в массиве целиковой заходки горизонтальными насквозь целика, располагая основной ряд по линии подошвы уступа, а заряжание скважин производят при забойке их с обеих сторон малоплотным материалом, при этом вспомогательные скважины бурят выше середины уступа. Осуществление способа в такой последовательности операций неизвестно из патентной и технической литературы, что свидетельствует о соответствии заявляемого технического решения критерию "новизна".

Вмещающие породы на алмазоносных месторождениях севера РФ представлены осадочными породами, залегающими субгоризонтально. При этом мощность отдельных слоев колеблется от нескольких сантиметров до 1,0-1,5 м. Наблюдается частая перемежаемость горных пород с различными прочностными характеристиками в пределах одного рабочего уступа. На слабых породах (алевролиты, песчаники) встречаются отдельные тонкослоистые участки горных пород, где в теплое время года возможна безвзрывная экскаваторная разборка.

С учетом особенностей вскрышных пород, согласно поставленной цели при взрывании целика необходимо добиться достаточного для экскавации разрыхления горных пород при практическом оставлении основной массы целика на месте. Отсюда ясно, что движение горных пород при взрывном нагружении должно происходить только в вертикальном направлении, т.е. минимизация объемов падения горных пород при взрывании целика обеспечивается тем, что рыхление горных пород осуществляется вертикальным «встряхиванием» массива перпендикулярно слоистости при исключении горизонтального разброса горных пород. При этом отрыв горных пород в сторону карьера из точек расположения скважин исключается с помощью того, что забойка выполняется из малоплотного материала, например, вспененного полистирола, не оказывающего существенного сопротивления выбросу продуктов взрыва. Выполнение забойки из такого же материала со стороны контура карьера позволяет практически исключить сравнительную задержку процесса разрушения на приконтурной стороне блока, которая возможна при применении забойки из бурового шлама. Таким образом, основная роль забоек из малоплотного материала заключается в ограничении разлета горных пород в горизонтальном направлении и обеспечении условий для одновременного подъема горных пород, расположенных над рядом скважин, образовавшимися при взрыве ВВ газами.

Одним из условий обеспечения нормального качества БВР является устойчивость взрывных скважин, которая связана со структурным строением массива горных пород, трещиноватостью, с раскрытостью трещин, а также с обводненностью массива горных пород. Из практики горных работ известно, что на участках, подверженных сильному воздействию соседних массовых взрывов, устойчивость взрывных скважин снижается в связи с появлением в массиве горных пород техногенных трещин. При этом обрушаются стенки скважин, теряется полезный объем для размещения ВВ и, как следствие, не выдерживаются проектные показатели БВР.

Очевидно, что для обеспечения принятого вертикального направления движения горных пород при взрыве требуется последовательное взрывание вспомогательного и основного рядов скважин. По аналогии со схемами взрывания при применении вертикальных скважин для вспомогательного ряда скважин расстояние до свободной поверхности принимается меньшим, чем для скважин основного ряда. При высоте рабочего уступа 15,0 м логичным является разделение высоты уступа на 7 и 8 м. При этом замедление между взрывами скважин вспомогательного и основного рядов скважин должно быть достаточным для отрыва горных пород, расположенных над скважинами вспомогательного ряда, т.е. не менее 70-100 мс.

При горизонтальном расположении скважин взорванные горные породы под давлением продуктов взрыва сдвигаются вертикально вверх, затем возвращаются в первоначальное положение в разрыхленном виде. А при бурении скважин насквозь тела целика исключается отрыв горных пород при взрывании в районе устья и забоя скважин, тем самым обеспечиваются благоприятные условия для более компактного размещения взорванных горных пород.

На фиг.1 (а-е) представлена схема ведения горных работ. Способ осуществляется следующим образом. От линии старого контура карьера 3 на расстоянии ширины полосы разноса Ш_п.р. в массиве 1 бурятся скважины контурного ряда 4 на высоту нерабочего уступа, заряжаются гирляндными зарядами и взрываются.

С помощью карьерного бурового станка бурятся короткие и длинные отбойные скважины 5, заряжаются взрывчатым веществом и взрываются.

С помощью экскаватора 6 верхний подуступ взорванной горной массы 7 высотой 7,0 м грузится в автосамосвалы 8 и вывозится из карьера.

В массиве целика 2 с помощью бурового станка, позволяющего бурить горизонтальные скважины, на расстоянии 8 м от линии подошвы уступа бурятся насквозь целика горизонтальные скважины вспомогательного ряда 9 и заряжаются ВВ при малоплотной забойке с обеих сторон.

Экскаватором 6 разрыхленная горная масса нижнего подуступа высотой 8,0 м грузится в автосамосвалы 8 и вывозится из карьера.

С помощью бурового станка, позволяющего осуществить бурение горизонтальных скважин, по линии подошвы уступа бурятся сквозные основные горизонтальные скважины 10. Все горизонтальные скважины заряжаются ВВ при малоплотной забойке с обеих сторон и производится сотрясательное взрывание. При этом скважины вспомогательного ряда взрываются с опережением не менее 70 мс относительно скважин основного ряда.

Для определения количества падающих вниз горных пород применен графо-аналитический метод расчета, заключающийся в графическом построении разреза развала взорванных горных пород, разделении полученной фигуры на составные части и проведении замеров их площадей. В качестве вспомогательных параметров при графическом построении разреза выступают высота и расчетная ширина развала взорванных горных пород. Согласно полигонным наблюдениям, высота развала взорванных горных пород на карьерах Компании чаще всего бывает выше уровня верхней площадки взрываемого блока на 1,0-4,0 м.

Ширину развала при обычном способе взрывания определяем по формуле [Технические правила ведения взрывных работ на дневной поверхности, Ф.А.Авдеев, В.Л.Барон и др. М.: Недра, 1972]

где В - ширина развала взорванных горных пород, считая от линии первого ряда вертикальных скважин, м; q - фактический удельный расход ВВ, кг/м³; W - сопротивление по подошве уступа, м; Н - высота уступа, м.

Площадь треугольника АВС на фиг.2 будет соответствовать объему горных пород, падающих вниз с одного погонного метра протяженности блока.

Исходные данные и результаты расчетов по определению ширины развала взорванных горных пород от линии первого ряда вертикальных скважин при обычном способе взрывания в условиях карьера «Комсомольский» приведены в табл.1.

Таблица 1
Основные параметры расчета ширины развала горных пород
№ п/п	Наименование параметра	Наименование горных пород
Долериты	Доломиты, известняки
Основные параметры БВР, оказывающие влияние на форму развала взорванных горных пород при высоте рабочего уступа 15,0 м
1	Сопротивление по подошве уступа (W), м	5,0-6,0	6,5-7,0
2	Удельный расход ВВ (q), кг/м3	0,8-1,0	0,57-0,65
Параметры развала взорванных горных пород
1	Ширина, считая от линии вертикальных скважин первого ряда, м
	Минимальная	35	28
	Максимальная	57	34
2	Высота, м
	Минимальная	16,0	20,0
	Максимальная	20,0	20,0

Далее при масштабе 1:1 в приложении программы AutoCAD производится построение фигур, приведенных на фиг.2 согласно заданным параметрам. При этом с учетом коэффициента рыхления площадь фигуры I-II-III-IV разреза взрываемого блока должна быть в 1,2 раза меньше площади фигуры разреза развала взорванных горных пород А-Д-Е (фиг.2). Данное условие выдерживается выбором траектории линии поверхности развала горных пород, при сохранении установленной расчетами ширины развала.

Полученная таким образом фигура А-Д-Е делится на две части по линии С-В с углом наклона, близким к 40° (угол естественного откоса). По фиг.2-3 видно, что часть горных пород, ограниченная фигурой АВС, падает на поверхность нижерасположенного уступа. Исходя из условия, что на втором уступе остается максимально возможный объем горных пород, строится фигура A₁-B₁-C₁, по площади равная площади фигуры А-В-С. Затем по линии естественного откоса M ₁-K₁ выделяется фигура A₁K₁ M₁, площадь которой соответствует объему горных пород, падающих на следующий уступ.

Определенные по вышеприведенному методу объемы падения горных пород при расширении отстроенных бортов карьера приведены в табл.2.

Таблица 2
Прогнозные объемы падения горных пород при ведении взрывных работ по расширению отстроенных контуров карьера
№ п/п	Наименование показателей	Долериты	Доломиты, известняки
q=0,8 кг/м3	q=1,0 кг/м3	q=0,57 кг/м3	q=0,65 кг/м3
1	Общий объем горных пород, падающих с 1 п.м протяженности уступа на нижележащие уступы, м3	150 (125)	190 (158)	135 (112)	160 (133)
2	Объем взорванных горных пород, остановленных нижележащей бермой, м3 (ширина бермы 15 м)	105 (87)	105 (87)	105 (87)	105 (87)
3	Объем взорванных горных пород, остановленных следующей нижележащей бермой, м 3 (ширина бермы 15 м)	45 (37)	85 (70)	30 (25)	55 (45)
Примечание: (в скале)

Предварительные расчеты показывают, что за счет применения пониженного удельного расхода ВВ, схем монтажа, позволяющих добиться более компактного размещения взорванных горных пород, объемы горных пород, падающих на нижние горизонты, можно уменьшить на 10-15%, что составит для долеритов 115 м³, для доломитов и известняков - 100 м³.

Удельный расход ВВ для взрывания горизонтальных скважин устанавливается исходя из величины удельного расхода ВВ, принятого на дробление горных пород приконтурной заходки:

q_цел=(0,6÷0,7)q _конт,

где q_цел - удельный расход ВВ на отбойке горных пород целиковой заходки, кг/м³ ;

q_конт - удельный расход ВВ на отбойке горных пород приконтурной заходки, кг/м³.

Применение пониженного на 30-40% удельного расхода ВВ по сравнению с отбойкой горных пород вертикальными скважинами связано с тем, что при сдвижении горных пород в направлении, перпендикулярном их слоистости, для достаточного рыхления потребуется меньше энергии.

Величина заряда в скважинах определяется по установленному удельному расходу ВВ, который рассчитывается относительно объемов горной массы, приходящейся на данный ряд скважин. С учетом того, что большинство вскрышных пород алмазных месторождений относится к породам средних прочностных характеристик, ширина целика принята равной 2W.

Ниже приведен расчет параметров БВР для взрывания горных пород целиковой заходки на конкретном примере, где приняты:

- высота рабочего уступа - 15,0 м;

- ширина целика по подошве уступа - 2W=2·7,0=14,0 м;

- диаметр горизонтальных скважин - 0,178 м;

- высота расположения ряда вспомогательных скважин от подошвы уступа - 8,0 м;

- угол наклона откоса уступа целика со стороны карьера - 75°;

- угол наклона откоса уступа со стороны контура карьера - 80°;

- длина взрываемого блока - 50,0 м.

Величина удельного расхода ВВ на отбойке горных пород целиковой заходки q_цел·q_конт=0,57 кг/м³ :

q_цел=(0,6÷0,7)·0,57, q _цел=0,37, кг/м³.

Объем горных пород, расположенных между рядами основных и вспомогательных горизонтальных скважин:

V₁=V¹ +V²+V³

V¹=(8·(14-(8/tg75°+8/tg80°)·50=4180, м³

V²=(8·8/tg75°·50)/2=428, м³

V³=(8·8/tg80°·50)/2=282, м³

V₁=4180+428+282=4890, м³.

Расход ВВ для взрывания нижней части целика составит Q₁=0,37·4890=1809,3 кг.

Количество основных скважин принимаем как

N_скв1=Q₁/Р_скв1, где Р_скв1 - вместимость основных скважин, кг

Р_скв1 =(L₁-(L_заб1+L_заб2))· Р,

где L₁ - длина основных скважин нижнего ряда, м, L₁=2W,

L_заб1 - длина забойки со стороны карьера, м, L_заб1=2,0 м,

L_заб2 - длина забойки со стороны контура карьера, м, L_заб2=2,0 м,

Р - вместимость одного метра скважины, кг/п.м., Р=( D²/4)· ,

где - плотность заряжания ВВ, кг/м³, =800 кг/м³,

Р 20 кг/п.м.

Р_скв1=(14-4)·20=200 кг,

N_скв1=1809,3/200 9 шт.

Расстояние между основными скважинами а₁=(50-3-3)/(N_скв1-1), м,

где 3 - расстояние от крайних скважин до открытой поверхности, а₁=5,5 м.

Объем горных пород, расположенных над рядом вспомогательных скважин:

V₂=V⁴+V⁵+V⁶

V⁴=(7·(14-(8/tg75°+8/tg80°+7/tg75°+7/tg80°)·50=2579,5, м³

V⁵=(7·7/tg75°·50)/2=327,25, м³

V⁶=(7·7/tg80°·50)/2=211,75, м³

V₂=2579,5+327,25+211,75=3118,5, м³.

Расход ВВ для взрывания верхней части целика составит Q₁=0,37-3118,5=1153,8, кг.

Количество вспомогательных скважин

N_cкв2=Q₂/Р_скв2,

где Р_скв2 - вместимость вспомогательных скважин, кг

Р_скв2=(L₁-(8/tg75°+8/tg80°)-(L _заб3+L_заб4))·Р,

где L_заб3 - длина забойки со стороны карьера, м, L _заб3=1,5 м,

L_заб4 - длина забойки со стороны контура карьера, м, L_заб4=1,5 м.

Р_скв2=((14-2,14-1,41)-3)-20=149 кг,

N_скв2=1153,8/149 8, шт

Расстояние между вспомогательными скважинами a₂=(50-3-3)/(N_скв2-1), м, где 3 - расстояние от крайних скважин до открытой поверхности, a₂=6,3 м.

Применение способа позволяет снизить объемы дополнительных грузоперевозок, связанных с подъемом упавших на нижерасположенные бермы взорванных горных пород до горизонта их первичного местоположения, за счет чего экономия расходов на отработку 1000 тыс.м³ вскрыши может составить до 5000 тыс.руб.

Источники информации

1. Юматов Б.Н., Бунин Т.В. Строительство и реконструкция рудных карьеров. М.: Недра, 1970, с.132-133.

2. В.М.Власов, В.К.Гайдай, А.А.Круцкий. Способ производства буровзрывных работ при реконструкции карьера, авт. свид. № 669054, Е21С 37/00.

3. Зобнин В.И., Чижов Е.А., Боровков В.Ф., Лукичев В.Г., Светлаков А.А. Способ разработки горных пород при реконструкции карьера. RU 2192544, Е21С 41/26.