СПОСОБ ВЗРЫВНОГО РАЗРУШЕНИЯ КРИСТАЛЛОСОДЕРЖАЩИХ ГОРНЫХ ПОРОД УДЛИНЕННЫМИ ЗАРЯДАМИ Российский патент 1999 года по МПК F42D3/04 

Изобретение относится к горной промышленности и может быть использовано при взрывном разрушении кристаллосодержащих горных пород удлиненными зарядами.

Известен способ взрывного разрушения трещиноватого горного массива при отбойке на обнаженную плоскость (Пол. реш. Заявка N 95105787/03 МКИ⁶ F 42 D 3/04. Способ взрывного разрушения трещиноватого горного массива при отбойке на обнаженную плоскость. Андриевский А.П., приоритет 14.04.95).

Недостатками способа являются: отсутствие учета влияния возникающих напряжений в массиве на процесс разрушения кристаллов и вследствие этого возможные значительные потери кристаллического сырья.

Наиболее близким по технической сущности и достигаемому результату является способ взрывного разрушения кристаллосодержащего горного массива (А.А. Козеев, А.Т.Ведин. Теоретические и практические предпосылки создания кристаллосберегающей технологии добычи алмазов//Ресурсосберегающие технологии при открытой отработке полезных ископаемых Севера. Якутск. Якутский научный центр СО АН СССР. 1990. - С. 8-10).

Способ имеет следующие недостатки: нет возможности точного определения необходимой и достаточной взрывной нагрузки на массив, обеспечивающей сохранность кристаллического сырья; данные получены экспериментальным путем для конкретных горно-геологических условий (носят рекомендательный характер); нет возможности точного определения сетки взрываемых скважин (шпуров) для конкретных горно-геологических и горнотехнических условий, глубины бурения и величины заряда, т.е. неоптимальность предлагаемого способа.

Целью предлагаемого изобретения является повышение эффективности взрывного разрушения кристаллосодержащего рудного сырья, обеспечивающего сохранность добываемого кристаллического материала с возможностью определения допустимого взрывного импульса, схемы расположения шпуров (скважин) по площади отбиваемого массива, глубины обуривания массива и величины заряда, располагаемого в конкретных условиях.

С этой целью в известном способе, включающем бурение скважин (шпуров) в контуре разрушаемого массива, по одной из известных схем (порядная, диагональная), размещение в них зарядов ВВ и поочередное взрывание, блок обуривают таким образом, чтобы расстояние между скважинами (шпурами) в рядах было не более R_р (из учета размещения последних по площади забоя в пределах проектного контура), а расстояние между рядами скважин (шпуров) - не более W (из учета размещения их по площади забоя в пределах проектного контура). Глубина бурения скважин должна быть не более L_сi, размещенные в них заряды ВВ величиной L_зi поочередно взрывают, начиная от открытой поверхности. Величины R_р, W, L_зi, L_сi определяют в зависимости от горно-геологических и горнотехнических условий ведения горных работ и предельно допустимой нагрузки на разрушаемый массив.

Способ осуществляется следующим образом:
1. Определяется предельно допустимая взрывная нагрузка на массив, обеспечивающая сохранность кристаллов:
а) по зоне смятия
P₁ = 0,5[σ_к], (1)
где P₁ - взрывная нагрузка на контакте ВВ-порода;
[σ_к] - предельно допустимая нагрузка на кристалл при сжатии, Па;
б) по зоне трещинообразования
(2)
где P₂ - предельно допустимая нагрузка на контакте зон смятия - трещинообразования;
σ_м - предел прочности вмещающих пород на сжатие, Па;
[τ_к] - предельно допустимая нагрузка на кристалл при срезе, Па.

(3)
где P - предельно допустимая взрывная нагрузка (давление продуктов детонации ВВ) на взрываемый массив, Па.

2. Определяем радиус взрывной воронки:
R_p = d_в•P^0,75•σ-0,25м

•τ-0,5м•K-0,5c. (4)
3. Определяем линию наименьшего сопротивления:
W=R_р•cos30^o, (5)
где d_в - диаметр заряда ВВ, м;
P - давление, развиваемое продуктами детонации, Па;

q - плотность заряжания, кг/м³;
D - скорость детонации применяемого ВВ, м/с;
τ_м - предел прочности вмещающих пород на срез, Па;
K_с - коэффициент структурного ослабления вмещающих пород, д.ед.;

l_Т - среднее расстояние между трещинами вмещающих пород;

остальные обозначения те же.

4. Определяем глубину бурения скважин (шпуров):
(6)
где L_сi - глубина бурения скважин (шпуров), м;
H_уi - высота уступа в точке заложения скважины (шпура), м.

5. Определяем величину заряда ВВ в скважинах (шпурах):
(7)
Существо и пример конкретного выполнения способа заключается в следующем. Определяются горно-геологические и горнотехнические условия отбойки кристаллосодержащего горного массива: например, необходимо произвести отбойку алмазосодержащих кимберлитов - крепость кимберлитов 70 МПа, предел прочности кимберлитов на срез - 21 МПа; среднее расстояние между трещинами 50 см; предельно допустимая нагрузка на алмаз при сжатии - 1961 МПа; предельно допустимая нагрузка на алмаз при срезе - 588 МПа; диаметр скважин -250 мм; высота уступа - 9 м:
1. Определяем допускаемую взрывную нагрузку на массив (выражение 1) в зоне смятия:
P₁= 0,5[σ_к] = 980 МПа.
2. Определяем допускаемую взрывную нагрузку на массив в зоне трещинообразования (выражение 2):

3. Определяем предельно допускаемую нагрузку на массив (выражение 3) P = 980 МПа.

4. Определяем радиус образующейся взрывной воронки (для монолита):

5. Определяем коэффициент структурного ослабления:

6. Определяем радиус взрывной воронки для условий отбойки кимберлитов (из выражения 4):
R_р = 3,3•0,54^-0,5 = 4,5 м.

7. Определяем линию наименьшего сопротивления (из выражения 5):
W = 4,5•cos30^o = 3,9 м.

8. Определяем глубину бурения (из выражения 6):

9. Определяем количество ВВ в скважине (длину колонки; из выражения 7)
L_зi = 9,5 - 3,9 = 5,6 м.

Имея все необходимые данные, можно приступать к обуриванию, заряжанию и отбойке планируемого блока по любой из известных схем (с таким условием, что глубина бурения скважин равна 9,5 м; длина зарядов в скважинах - 5,6 м; величина радиуса взрывной воронки не более - 4,5 м; линия наименьшего сопротивления не более - 3,9 м).

Таким образом, предлагаемый способ имеет преимущества по сравнению с прототипом: обеспечение сохранности кристаллосодержащего сырья; стабильность отбойки для различных горно-геологических и горнотехнических условий, оптимальность действия взрыва в разрушаемом массиве.

Способ используют дли взрывного разрушения кристаллосодержащих горных пород удлиненными зарядами. Способ позволяет производить взрывную отбойку кристаллосодержащего горного массива удлиненными зарядами, обеспечивая при этом сохранность кристаллического сырья. Способ включает обуривание рядов скважин (шпуров) по любой из известных схем (порядная, диагональная и т.п.) таким образом, чтобы расстояние между скважинами (шпурами) в рядах было не более R_p из учета размещения последних по площади забоя в пределах проектного контура, а расстояние между рядами скважин (шпуров) - не более W (из учета размещения их по площади забоя) в пределах проектного контура, глубина бурения каждой скважины (шпура) - не более L_ci, а величина заряда в ней - не более L_зi. Все величины (R_p, W, L_ci, L_зi) определяются в зависимости от горногеологических и горнотехнических условий ведения горных работ и предельно допустимой взрывной нагрузки (Р) на массив, обеспечивающей сохранность добываемых кристаллов. 3 з.п. ф-лы.

1. Способ взрывного разрушения кристаллосодержащих горных пород удлиненными зарядами, включающий бурение рядов скважин или шпуров по любой из известных схем: порядной, диагональной, размещение в них зарядов ВВ и последовательное порядное их взрывание, начиная от открытой поверхности, отличающийся тем, что перед определением параметров обуривания и количества размещения зарядов ВВ в скважинах или шпурах рассчитывают предельно допустимую взрывную нагрузку на массив из выражения

где P₁ = 0,5[σ_к];

[σ_к] - предельно допустимая нагрузка на кристалл при сжатии, Па;
[τ_к] - предельно допустимая нагрузка на кристалл при срезе, Па;
σ_м - предел прочности вмещающих пород на сжатие, Па. 2. Способ по п.1, отличающийся тем, что исходя из предельной нагрузки определяют тип ВВ или конструкцию заряда, обеспечивающую данную нагрузку. 3. Способ по п.1, отличающийся тем, что определяют предельно возможные величины радиуса взрывной воронки и линии наименьшего сопротивления:
R_p = d_в•P^0,75•σ-0,25м

•τ-0,5м•K-0,5c,
W = R_p•cos 30^o,
где d_b - диаметр заряда ВВ, м;
P - давление, развиваемое продуктами детонации, Па;
P=q•D²/8; q - плотность заряжения, кг/м³;
D - скорость детонации применяемого ВВ, м/с;
σ_м - предел прочности вмещающих пород на сжатие, Па;
τ_м - предел прочности вмещающих пород на срез, Па;
K_c - коэффициент структурного ослабления вмещающих пород, д.ед.,

l_т - среднее расстояние между трещинами вмещающих пород, м;

4. Способ по п. 1, отличающийся тем, что определяют глубину бурения и величину заряда в скважинах или шпурах:


где L_ci - глубина бурения скважины в точке обуривания, м;
L_зi - длина заряда ВВ в i скважине, м,
при этом расстояние между рядами скважин или шпуров должно быть не более величины W из учета размещения последних по площади отбиваемого массива, а расстояние между скважинами или шпурами в рядах должно быть не более R_p из учета размещения по площади отбиваемого массива.