Способ отбойки и параметры буро-взрывных работ

 

Рудный массив блока 1 Центральной залежи разбуривается станками ЛПС-3У. Разбуривание веерное, сетка расположения скважин 2,9х3,0 м диаметр 130мм.

Для определения линии наименьшего сопротивления взрывных скважин пользуемся формулой:

 

W = Ö(pd²100g_ВВK_з)/(4g₀g_pm) (53)

 

где W – ЛНС (м);

d – диаметр скважины (см);

g_ВВ – плотность ВВ (г/см³);

К_з – коэффициент, показывающий, какая часть общей длины скважины заполняется ВВ;

g_p – объемный вес отбиваемой руды (т/м³);

g₀ – удельный расход ВВ на первичную отбойку (величина, характеризующая энергоемкость разрушения данной породы взрывом) (г/т);

m – коэффициент сближения скважин в ряду.

При известных в практических условиях показателях величины заряда ВВ в 1 п.м. скважины вышеуказанная формула примет более упрощенное выражение:

 

W = ÖQ/(g₀gm) (54)

 

где Q – количество ВВ, вмещаемое на 1 п.м. скважины (кг/м);

g₀ – удельный расход ВВ на отбойку (кг/т)

 

g₀ = (0,800-g_в)(DfDgDeDd/Db); (55)

 

g– объемный вес отбиваемой руды (т/м³);

m – коэффициент сближения скважин в ряду.

 

W = ÖQDb/((0,800-g_в)(DfDgDeDd/Db)gm) (56)

 

Отбойка руды крепостью f = 16¸17 производится скважинами диаметром 130 мм, g = 2,8 т/м³, кондиционный кусок – 400мм, коэффициент сближения скважин m = 1. Вместимость ВВ (игданит) в скважине Q = 15,0 кг/м.

 

W = Ö15 /(0,7_*2,8_*1) = 2,9м

Таблица 6 – Схема расположения скважин

Наименование выработок	Диаметр скважин, м	Наименьшая, наибольшая глубина, м	Общая длина скважин, м	Длина скважин, подлеж. зарядке, п.м.	Количество скважин, шт
Просечка 1	130	15	450	375		30
Просечка 2	130	15	360	300		24
Просечка 3	130	15	270	225		18
Просечка 4	130	6	84	69		6
Просечка 5	130	6-9	126	81		18
Просечка 6	130	7-15	123	48		30
Просечка 7	130	6-10	384	264		48
Буровая камера 1	130	4-18	1298	876		114
Буровая камера 2	130	8-18	415	283		33
Буровая камера 3	130	6-18	190	129		16
Буровая камера 4	130	7-18	432	295		34
Наименование выработок	Диаметр скважин, м	Наименьшая, наибольшая глубина, м	Общая длина скважин, м	Длина скважин, подлеж. зарядке, п.м.		Количество скважин, шт
Буровая камера 5	130	9-20	99	69		8
Буровая камера 6	130	14-18	301	207		22
Буровая камера 7	130	4-18	271	183		23
Буровая камера 8	130	10-18	155	107		14
Буровая камера 9	130	4-23	181	122		16
Буровая камера 10	130	8-18	352	233		38
Буровая камера 11	130	17	34	30		2
Буровая камера 12	130	11-20	338	231		27
Буровая камера 13	130	20-22	98	86		6
Буровая камера 14	130	8-14	291	192		32
Буровая камера 15	130	5-19	261	175		25
Буровая камера 16	130	6-13	28	20		3
Буровая камера 17	130	7-10	461	282		85
Буровая камера 18	130	12-18	1591	1077		136
Буровая камера 19	130	12-14	52	40		4
Бур.камера пан.24	130	7-18	444	284		63
Ход.сбойка пан.24	130	8-23	342	225		39
Леб.ниша с.ш.14 П-17	130	9-10	47	34		5
Орт 3 13 горизонт	130	7-10	461	282		85
Леб.штр.с.ш.1,2,3 бл.4	130	7-10	100	64		15
Всего			10039	6888

 

Общий расход ВВ определяется по формуле:

 

Q₁ = L_зарg (57)

 

где d = 15,0 кг/п.м. – количество ВВ, вмещающееся в 1 п.м. скважины диаметром 130мм;

L_зар – длина скважин, подлежащих зарядке.

 

Q₁ = 6888_*15,0 = 103320 кг

 

Расход ВВ на 1 тонну руды составляет:

 

Q = Q₁/Д (58)

 

где Д – товарная руда.

 

Q = 103320/106676 = 0,9 кг/т

 

Выход руды с 1 п.м. скважин:

 

Q = Д/L (59)

 

где L – общая длина скважин.

 

Q = 106676/10039 = 10,6 т/п.м.

 

Очередность отбойки руды

 

Отбойку рудного массива блока 1 Центральной залежи производят следующим образом:

В первую очередь производят отработку рудного массива компенсационных камер 1 и 2 следующим образом:

На отрезной восстающий 2 взрывают скважины просечки 2. Затем ведут проходку отрезного восстающего 6 методом взрыва глубоких скважин и далее взрывают скважины просечки 6 на отрезной восстающий 6 расположенные восточнее отрезного восстающего. Затем производят взрыв скважин, пробуренных из буровой камеры 16. В результате чего образуется отрезная щель.

Аналогично ведут одновременное развитие отрезной щели просечки 3 и просечки 7.

На отрезной восстающий 3 взрывают порядно скважины просечки 3. Затем на отрезной восстающий 7 и на отрезной восстающий 8 взрывают скважины просечки 7, расположенные западнее отрезных восстающих и скважины, расположенные под отрезным восстающим 8.

Далее взрывают два веера скважин, расположенных восточнее отрезных восстающих и веера скважин буровой камеры 14. Затем производят порядный взрыв оставшихся скважин просечки 7.

На отрезную щель просечки 2 и просечки 6 взрывают порядно скважины буровой камеры 4, буровой камеры 6, буровой камеры 12 и скважины, пробуренные из ходка скреперного штрека 5 блока 4.

Только после этого ведут развитие отрезной щели просечки 1 и просечки 5 следующим образом:

На отрезной восстающий 5 взрывают скважины просечки 5, находящиеся западнее отрезного восстающего 5, два веера скважин, находящихся восточнее отрезного восстающего 5. Затем производят порядный взрыв оставшихся скважин и просечек 5 и 1.

Затем ведут отработку руды компенсационных камер 1 и 2. На полученные отрезные щели ведут порядный взрыв скважин пробуренных из буровой камеры 1, буровой камеры 2, буровой камеры 11, панели 24, буровой камеры 7, буровой камеры 8, скважин, пробуренных из орта 3 13 горизонта, буровой камеры 12, буровой камеры 13.

После взрыва и полного выпуска руды компенсационных камер 1 и 2 приступают ко второй очереди отработки, т.е. отрабатывают руду временных целиков путем массового взрыва скважин буровой камеры 9, ходовой сбойки панели 24, буровой камеры 11, панели 24, буровой камеры 1, буровой камеры 2, просечки 1, просечки 4, буровой камеры 10, буровой камеры 11, буровой камеры 15, орта 3 13 горизонта, буровой камеры 17, буровой камеры 18, буровой камеры 19, лебедочный штрек скреперных штреков 1, 2, 3 блока 4.

 

Компенсационная камера

 

Расчет коэффициента компенсации:

 

K = (V_ц+V_кк+V_гв)/V_ц ³ 1,3 (60)

 

где V_ц – объем взрываемых целиков

 

V_ц1 = 15456 м³ и V_ц2 = 6636 м³;

 

V_кк – объем компенсационных камер

 

V_кк1 = 8023 м³ и V_кк2 = 9758 м³;

 

V_гв – объем горных выработок в обрушении

 

V_ц1 = 186 м³ и V_ц2 = 6636 м³;

 

K_р = 1,3 – коэффициент разрыхления руды.

Для компенсационной камеры 1:

 

К₁ = (15456+8023+186)/15456 = 1,5 ³ 1,3

 

Для компенсационной камеры 2:

 

К₂ = (6636+9758+170)/6636 = 2,5 ³ 1,3

 

Расчет допустимой ширины компенсационной камеры производится по формуле доктора технических наук профессора Г.М. Малахова:

 

m = 0,8 Ö(74100fh_n)/(0,13t²+0,24t+9,4)H^1,142 (61)

 

где h_n – толщина потолочины h_n1 = 13 м и h_n2 = 14 м;

f – коэффициент крепости пород по шкале Протодьяконова (f=12);

t – продолжительность обнажения потолочины (6 месяцев);

H – глубина разработки (363 м).

Для компенсационной камеры 1:

 

m = 0,8 Ö(74100_*12_*13)/(0,13_*6²+2,4_*6+9)_*363^1,142 = 17,6 м

 

Для компенсационной камеры 2:

 

m = 0,8 Ö(74100_*12_*14)/(0,13_*6²+2,4_*6+9)_*363^1,142 = 18,3 м

 

Проектная ширина компенсационной камеры составляет 12 17 м и не превышает допустимой ширины. Согласно произведенного расчета, обрушение потолочины компенсационной камеры в течении 6 месяцев не произойдет.