Электронная библиотека диссертаций и авторефератов России
dslib.net
Библиотека диссертаций
Навигация
Каталог диссертаций России
Англоязычные диссертации
Диссертации бесплатно
Предстоящие защиты
Рецензии на автореферат
Отчисления авторам
Мой кабинет
Заказы: забрать, оплатить
Мой личный счет
Мой профиль
Мой авторский профиль
Подписки на рассылки



расширенный поиск

Обоснование параметров открытой технологии разработки сближенных пологих и наклонных угольных пластов Галимьянов Алексей Алмазович

Диссертация - 480 руб., доставка 10 минут, круглосуточно, без выходных и праздников

Автореферат - бесплатно, доставка 10 минут, круглосуточно, без выходных и праздников

Галимьянов Алексей Алмазович. Обоснование параметров открытой технологии разработки сближенных пологих и наклонных угольных пластов: диссертация ... кандидата Технических наук: 25.00.22 / Галимьянов Алексей Алмазович;[Место защиты: ФГБОУ ВО Магнитогорский государственный технический университет им. Г.И. Носова], 2016

Содержание к диссертации

Введение

Глава 1. Состояние и проблемы подготовки горных пород к выемке в районах с суровым климатом 9

1.1. Современное состояние проблемы 9

1.2. Горнотехнические условия Ургальского месторождения каменных углей 29

1.3. Управление качеством рыхления разнопрочных и мёрзлых пород изменением конструкции и параметров скважинного заряда 36

1.4. Роль импульса взрыва в процессах взрывного рыхления мёрзлых горных пород 38

1.5. Роль забойки в процессах взрывного рыхления горных пород 41

1.6. Роль интервалов замедления в оптимизации параметров взрывных работ 46

1.7. Цель и задачи исследования 48

Глава 2. Разработка рациональной конструкции скважинных зарядов с воздушными полостями 50

2.1. Особенности экспериментальных исследований при совершенствовании взрывных работ 50

2.2. Методика сравнительных испытаний конструкций зарядов с воздушными полостями 54

2.3. Промышленные испытания скважинных зарядов с воздушной подушкой 57

2.4. Рациональные параметры воздушной подушки для условий Ургальского месторождения 65

2.5. Выводы 69

Глава 3. Короткая комбинированная забойка с элементами каменного материала 69

3.1. Лабораторные исследования забоек с элементами каменного материала 69

3.2. Промышленные испытания комбинированных забоек с элементами каменного материала 77

3.3. Механизация формирования комбинированной забойки с элементами каменного материала 103

3.4. Выводы 108

Глава 4. Разработка новых технологических схем открытой разработки сближен ных наклонных угольных пластов 108

4.1. Постановка проблемы 108

4.2. Новые технологические схемы 112

4.3. Обоснование рациональной технологии совместной разработки сближенных пологих и наклонных пластов каменного угля в разнопрочных и мёрзлых вмещающих породах 115

4.3.1. Сущность новой технологии и её отличие от традиционной 115

4.3.2. Технология заряжания скважин и конструкция зарядов 122

4.3.3. Проведение экспериментальных массовых взрывов 128

4.4. Технико-экономические показатели применения новой технологии совместной разработки сближенных наклонных пластов 137

4.4.1. Расчёт удельных показателей 137

4.4.2. Расчёт чистого дисконтированного дохода 141

4.5. Выводы 143

Заключение 144

Список литературы

Введение к работе

Актуальность. Развитие рыночной экономики России приводит к вытеснению с рынка неэффективных угледобывающих предприятий. Для обеспечения их устойчивого развития необходимо повысить производительность труда при снижении уровней риска. За последние пятнадцать лет произошло техническое и технологическое обновление производства устойчиво функционирующих предприятий за счет собственных средств и привлечения инвестиций. Это способствовало повышению добычи угля в России за период 2000 – 2015 годы на 37%, с 257,9 млн. т, до 352 млн. т.

В системе организации производства угольного разреза технология отработки и безопасность являются важными составляющими. Особенно это важно для горнодобывающих предприятий, разрабатывающих угольные месторождения в особых условиях сближенных наклонных пластов в суровых климатических условиях.

С переходом на рыночную экономику все большее количество угля экспортируется в различные зарубежные страны, в связи с чем возросли требования к качеству угля. Если внутренний рынок удовлетворяет зольность угля, возникающая, в том числе и при рыхлении угольного пласта буровзрывным способом, то зарубежных партнёров такая зольность и теплота сгорания угля не устраивают. По этой причине около десяти лет назад угледобывающие предприятия перешли на селективную выемку пологопадающих пластов угля с помощью тяжёлой бульдозерной техники.

Селективная отработка угольных пластов – процесс более трудоёмкий и затратный по сравнению с валовой выемкой. В связи с этим становится особо актуальной задача обосновать рациональную технологию открытой разработки сближенных наклонных каменноугольных пластов, позволяющую за счёт применения специальных технологических схем и технических решений снизить затраты на взрывное рыхление вскрышных пород при одновременном повышении безопасности работ и облегчении селективной выемки угля, обосновать такие технологические схемы, которые облегчат селективную выемку угля при обеспечении качества и безопасности работ.

Степень разработанности темы. Проведены многочисленные исследования в области использования механических способов подготовки к выемке и выемки вскрышных пород и угля. Так, фирмой Wirtgen создана линейка фрезерных комбайнов для разработки горных пород и углей крепостью до f = 10. Такие машины успешно ведут селективную выемку угольных пластов горизонтального или близкого к нему залегания. Однако, использование таких машин на наклонных пластах не обеспечивает селективной разработки угольных пластов, особенно сложного строения. Поэтому подготовка к выемке вскрышных пород в таких условиях возможна только буровзрывным способом.

Школы отечественных учёных под руководством академика Н. В. Мельникова, профессора Г. П. Демидюка провели широкие исследования по увеличению времени воздействия продуктов взрыва на массив с применением простейших ВВ и конструкций зарядов с воздушными полостями. Опираясь на результаты этих исследований, автор сумел обосновать рациональный метод разработки пологопа-дающих пластов при помощи буровзрывного способа, суть которого заключается

в том, что одновременному взрыванию подлежит лежачий и висячий породный бок, при разупрочнении угольного пласта без изменения его параметров в пространстве.

Цель – разработка методики определения параметров открытой разработки группы сближенных пологих и наклонных угольных пластов, достижение которых обеспечивает рост производительности работ по подготовке их к селективной выемке.

Идея – существенное повышение производительности при отработке сближенный пологих и наклонных угольных пластов достигается использованием технологических схем сплошной подготовки массива горных пород путём совместного взрывного рыхления вмещающих пород с угольным пластом и их селективной выемки.

Объект исследования – массив пологих и наклонных угольных пластов на примере Ургальского каменноугольного месторождения, разрабатываемого разрезом «Буреинский».

Предмет исследования – новая технология и параметры открытой разработки группы сближенных наклонных угольных пластов на основе совместного взрывного рыхления вскрышных пород при минимальном воздействии на угольный пласт сложной структуры для последующей селективной выемки угля механическим способом.

Задачи исследования:

обобщить опыт разработки наклонных угольных пластов и установить факторы, влияющие на её эффективность;

изыскать новую, более прогрессивную технологию (схемы) разработки сближенных угольных пластов на типичных месторождениях;

уточнить влияние забойки и воздушных полостей в скважинном заряде на эффективность рыхления разнопрочных и мёрзлых пород и разработать рациональную конструкцию заряда для управления развалом взорванной горной массы и снижения затрат на подготовку к разработке сближенных пластов угля в массиве сложного строения;

обосновать параметры технологии открытой разработки группы угольных
пластов с селективной разработкой вскрышных пород при минимальном воздей
ствии на угольный пласт сложной структуры для последующей селективной вы
емки угля механическим способом;

провести опытно-промышленную апробацию технологии открытой совмест
ной разработки сближенных наклонных каменноугольных пластов методом вало
вого взрывного рыхления и оценить её технико-экономическую эффективность;

Методы исследований. В процессе выполнения диссертационной работы использован комплекс методов исследования: научный анализ и обобщение литературных и патентных материалов, производственных данных по современным технологиям отработки угольных пластов с применением буровзрывных работ; физическое моделирование; полигонные и промышленные испытания новых технических решений с применением современной измерительной аппаратуры; технико-экономическая оценка результатов испытаний.

Научные положения, представляемые к защите:

  1. Эффективность использования горного и транспортного оборудования при разработке сближенных наклонных угольных пластов достигается применением технологических схем подготовки массива горных пород при освоении угольных месторождений, обеспечивающих уменьшение более чем в два раза количества и длительности циклов основных технологических процессов посредством сплошной подготовки к выемке вскрышных пород и угля.

  2. Сокращение количества и длительности технологических циклов при подготовке сближенных наклонных угольных пластов достигается: высотой уступа, определяемой технически параметрами буровзрывного и выемочного оборудования при максимально возможной глубине бурения данного бурового оборудования; размерами подготавливаемых блоков - определяемых количеством наклонных пластов и производственной мощностью разреза; соотношением сетки и количества скважин, определяемых их глубиной, углом наклона и количеством принятых к разработке угольных пластов.

  3. Сплошная подготовка массива достигается камуфлетным взрыванием, обеспечивающим разрыхление вмещающих пород при сохранении довзрывной структуры сближенных наклонных угольных пластов. Усиление эффекта камуфлетного взрывания достигается использованием рациональной конструкции скважинных зарядов, включающей короткую комбинированную каменно-засыпную забойку над воздушным промежутком и уменьшенный заряд ВВ, величина которого чётко увязана со свойствами и мощностью разрыхляемого слоя пород междупластья, а также за счёт применения интервалов замедления более 170 мс.

Научная новизна работы:

1. Разработана методика обоснования параметров открытой технологии и ос
новных элементов системы разработки разреза: длина фронта работ; высота до
бычного уступа; ширина заходки, основанная на дополнительном учёте времени
запирания продуктов взрыва в полости массива при расчёте параметров буро
взрывных работ с бурением скважин через сближенные совместно залегающие
угольные пласты.

  1. Обоснована эмпирическая зависимость для определения высоты скважинных зарядов для камуфлетного рыхления пород междупластья сближенных угольных пологих или наклонных угольных пластов.

  2. Впервые установлено, что эффект камуфлетного рыхления при совместном взрывании сближенных пологих или наклонных угольных пластов с вмещающими породами с щадящим воздействием на угольный пласт за счёт сочетания воздушных полостей в торцах скважинного заряда, простейших ВВ типа гранулитов с короткой комбинированной забойкой и увеличенными интервалами замедления – между скважинами в ряду от 29 мс/м, а между рядами скважин – от 33 мс/м., позволяет регулировать зону дробления и снизить расход ВВ на 10-12 % при сохранении качества рыхления разнопрочных и мёрзлых горных пород.

Достоверность научных положений, выводов и рекомендаций обеспечивается использованием апробированных методов полноразмерного физического моделирования параметров технологических схем, проведённых в лабораторных, полигонных и производственных условиях, сходимостью их результатов, внедре-

нием результатов работы на предприятии с высоким экономическим эффектом, апробацией результатов на международных конференциях, симпозиумах, признанием новизны и защитой приоритета работ патентами Российской Федерации. Практическую ценность работы составляют:

- технологические схемы открытой селективной разработки уступов, вклю
чающих группы угольных пластов, внедрение которых позволяет исключить рис
ки негативных событий, обусловленные отдельной отработкой междупластий при
традиционных схемах разработки, и существенно снизить затраты на подготовку
вскрышных пород к выемке;

конструктивные решения и техническое задание на изготовление забоечной машины для механизации процесса формирования короткой комбинированной каменно-засыпной забойки, что позволяет повысить производительность труда на забоечных работах;

внедрение предложенной технологии подготовки к выемке мёрзлых грунтов на разрезе "Буреинский" АО "Ургалуголь", что позволило снизить расход ВВ не менее чем на 15 %.

Реализация результатов работы. Основные результаты исследований по обоснованию параметров подготовки к выемке разнопрочных и мёрзлых вскрышных пород внедрены на Ургальском каменноугольном месторождении с фактическим годовым экономическим эффектом более 45 млн. руб.

Личный вклад автора заключается в:

- обобщении и анализе отечественного и зарубежного опыта разработки уступов в сложно структурных массивах горных пород и постановке на его основе задач исследования;

разработке и внедрении в практику работы предприятия АО «Ургалуголь» технологии открытой селективной разработке наклонных угольных пластов с взрывным рыхлением вскрышных пород одновременно с угольными пластами при сохранении их структуры;

разработке методик и проведении экспериментальных массовых взрывов по установлению зависимостей параметров технологии открытой селективной отработки группы сближенных угольных пластов путём совместного взрывного рыхления с вмещающими породами с применением зарядов рациональной конструкции и усовершенствованной забоечной машины.

Апробация результатов работы. Основные положения диссертации доложены и получили одобрение на Международных симпозиумах «Неделя горняка» (г. Москва, 2014-2016 гг.), на II международной научно-практической конференции "Открытые горные работы в XXI веке" (г. Красноярск, 2015 г.), на научных семинарах кафедры "Транспортно-технологические системы в строительстве и горном деле" Тихоокеанского государственного университета (г. Хабаровск, 2013-2016 гг.), НИИОГР (г. Челябинск, 2015 г.), на технических советах ОАО "Ургалуголь" (р. п. Чегдомын, 2013-2015 гг.), на молодёжном научно-практическом форуме "Горная школа – 2016" (Кемеровская обл., Новокузнецкий район, село Костенко-во), на Х-й ежегодной Международной научно-практической конференции "Передовые технологии в горном деле" (Кыргызская Республика, 2016 г.).

Публикации. Основное содержание диссертационной работы изложено в 22 опубликованных работах, включая 1 статью в изданиях, включённых в международную базу научного цитирования SCOPUS, 11 статей в изданиях, рекомендованных ВАК РФ, и 10 патентов РФ на изобретения и полезные модели.

Структура и объём работы. Диссертация состоит из введения, 4 разделов основного текста и заключения, изложенных на 162 страницах машинописного текста, включает в себя 10 таблиц, 108 рисунков, список использованных источников, содержащий 137 наименований, и приложение.

Управление качеством рыхления разнопрочных и мёрзлых пород изменением конструкции и параметров скважинного заряда

Способы сохранения конкурентоспособности определяются выбранной стратегией освоения месторождения, обеспечивающей реализацию интересов основных субъектов угледобывающего предприятия: государства, собственников предприятия (акционеров), менеджмента и наёмных работников. Основу эффективности производства составляют современная технология добычи и высокий уровень организации производства. Чтобы обеспечить максимальную результативность использования резервов, необходимо повысить уровень соответствия стратегическим целям предприятия технологических и организационных регламентов, регулирующих производственные процессы. Это позволит эффективно управлять развитием производства [7]. Каждой стратегии соответствуют режим горных работ и параметры горнотехнической системы [8]: ширина рабочих площадок, подготовленные и извлекаемые запасы, дальность транспортировки, результирующий угол рабочего борта разреза. Независимо от выбранной стратегии развития необходимо уделять внимание обеспечению безопасности и эффективности производства и выбирать рациональный режим ведения горных работ. В системе организации производства угольного разреза технология разработки угля и её безопасность являются важными составляющими, необходимо обеспечить эффективное соединение технологии с безопасностью, поскольку особенностью открытой разработки угольных месторождений является необходимость подготовки к выемке вмещающих угольные пласты горных пород сравнительно невысокой крепости.

Открытая разработка абсолютного большинства сложноструктурных месторождений России, в том числе и на Дальнем Востоке, осуществляется с применением традиционной технологии буровзрывной отбойки и экскаваторной выемки полезного ископаемого и вмещающих пород [9]. При разработке угольных месторождений, представленных полускальными породами, буровзрывной способ подготовки горных пород к выемочно-погрузочным работам также является традиционным. Наряду с определёнными преимуществами, буровзрывные работы имеют ряд недостатков, важнейшим из которых является значительная опасность ведения горных работ, как по сейсмике, повышенному пыле- и газовыделению, так и по разлёту кусков. Весьма важными являются также вопросы чистоты и полноты выемки полезных ископаемых из недр.

Пропластки мощностью до 10-25 см извлечь раздельно современной выемочной техникой невозможно и пласты, содержащие пропластки такой мощности, отрабатываются валовым способом. Более мощные пропластки и слои угля, для получения высокого качества угля, извлекаются селективным способом [10]. Невозможность обеспечить традиционной горной техникой тонкослоевую выемку приводит к тому, что в настоящее время значительные по мощности (0,3-3,0 м – в зависимости от горно-геологических условий) пропластки с низким содержанием полезного компонента или вообще пустые породы включаются в полезную толщу, снижая этим качество добываемого сырья [11]. Ограниченные возможности раздельной выемки тонких породных прослойков приводят к валовой отработке сложноструктурных пластов или отработке с невысокой глубиной селекции, сопровождающейся увеличением зольности угольного топлива, что серьёзно сказывается на эксплуатационных и экологических показателях работы ТЭЦ.

Создание и внедрение на открытых разработках нового поколения машин, обеспечивающих замену традиционной технологии – с применением БВР – при разработке полускальных и скальных пород на безвзрывную, является прогрессивным направлением в совершенствовании выемочно-погрузочных работ [12].

Поиск альтернативных взрывному способов подготовки скальных пород к выемке объясняется несколькими причинами: повышенной опасностью или запретом на ведение взрыв ных работ, необходимостью сохранить природную структуру массива и характеристики полезного ископаемого; стремлением повысить точность селективной выемки [13].

Сопоставительный анализ различных видов карьерного оборудования свидетельствует, что наименьшую энерговооружённость (кВт/т) имеют роторные экскаваторы, карьерные механические лопаты и компактные роторные экскаваторы: они почти в два раза уступают карьерным гидравлическим экскаваторам, но самую высокую по энерговооружённости группу составляют машины послойного фрезерования, часто называемые карьерными комбайнами – они могут обеспечивать самые высокие удельные усилия при номинальной производительности по сравнению со всеми остальными видами выемочно-погрузочной техники [13, 14].

В начале 1980-х гг. в мире заметно возрос интерес к оборудованию, позволяющему достичь высокой производительности и поточности и базирующемуся на принципах безвзрывного отделения полезного ископаемого от массива, его дробления и погрузки в средства транспорта.

Разработка горных пород с помощью компактных роторных экскаваторов – одно из таких решений. Эти машины фирмы KRUPP позволяют разрабатывать породы с прочностью на сжатие 10 МПа, а в отдельных случаях до 20 МПа [15]. Благодаря оригинальной конструкции цельнометаллического рабочего колеса и укороченной рукояти, воспринимающей повышенные усилия копания, ковши загружаются с высокой степенью наполнения. Особенностью экскаватора является конструкция ротора, ковши которого крепко приварены к корпусу, и, таким образом, усилие копания передаётся от зубьев ковша прямо на корпус ротора. Ковш имеет большее число зубьев, чем у обычного экскаватора. Высокая окружная скорость – 2,9 м/с позволяет не копать, а фрезеровать известняк, поэтому материал дробится непосредственно при экскавации. Конструктивная схема роторных экскаваторов фирмы KRUPP рядов S 100-S 630 и их основные параметры представлены на рисунке 1.4.

Вблизи северного немецкого города Ганновер у компании Toutonia Zement на одном из карьеров по добыче известняка для цементной промышленности работает компактный роторный экскаватор S 400/250 [16]. Он является главным звеном циклично-поточной линии добычи мергелистого известняка с прочностью на сжатие 10-20 МПа. Около 90-95 % экска-вируемого материала, поступающего на приёмный конвейер роторного экскаватора, имеет размер куска менее 120 мм.

Рациональные параметры воздушной подушки для условий Ургальского месторождения

Блок взорван 18 декабря 2012 г. с применением неэлектрической системы ИСКРА-П: замедление между скважинами в ряду 67 мс, между рядами – 84 мс. Инициирование внутри-скважинной сети выполнено устройством ИСКРА-С с замедлением 500 мс. После взрыва линейным методом выявлено хорошее дробление горной массы со средним размером фракции 0,1 м.

Средняя производительность экскаватора РС1250 составила 5 000 м3/смену за 12-часовую смену. Вместо традиционного перебура длиной 1-2 м взрывные скважины бурили до горизонта выемки, по которому ровно прошёл экскаватор после взрыва, что подтверждено маркшейдерской съёмкой после выемки экспериментального блока. Это позволило уменьшить объём буровых работ на 397 м и снизить затраты на буровые работы на 0,346 руб./м3 взорванной горной массы. Снижен расход ВВ в среднем на 80 кг на скважину уменьшением длины заряда на 2 м (исключён перебур в 1 м и заряд ВВ в нём, в воздушной подушке высотой в 1 м также нет ВВ) и тем самым затраты на ВВ на 8,4 руб/м3 взорванной горной массы. Суммарное снижение затрат по блоку составляет 8,75 руб/м3 взорванной горной массы.

Второй экспериментальный блок с аналогичными горными породами, расположенный на гор. + 399 м, объёмом 170 тыс. м3 обурен 418 скважинами (20 рядов) диаметром 215 мм глубиной от 3 до 18 м, расположенными по сетке 6,06,0 м.

Общий расход ВВ – 114 107 кг, в т. ч. эмуласт АС-30ФП – 48 100 кг, граммонит 79/21 – 65 520 кг, ТГ-П850 – 487 кг; фактический удельный расход ВВ составил 0,67 кг/м3. Масса заряда скважины в зависимости от глубины – от 41 до 484 кг.

Зарядка ВВ производилась вручную в скважины с обводнённостью от 10 до 20%, при отрицательной температуре окружающей среды (-47 С). Схема взрывания с применением неэлектрической системы ИСКРА-П: замедление между скважинами в ряду 67 мс, между рядами – 84 мс. Инициирование внутрискважинной сети выполнено устройством ИСКРА-С с замедлением 500 мс. Технология заряжания скважин на втором экспериментальном блоке отличалась тем, что дополнительно создавался воздушный промежуток длиной 1-3 м установкой полипропиленового рукава (Рисунок 2.8).

Рис. 2.8. Конструкция скважинных зарядов на втором экспериментальном блоке После взрыва линейным методом было выявлено хорошее качество дробления горной массы со средним размером фракции 0,09 м. Средняя производительность экскаватора Ко-

матцу РС1250 за 12-часовую смену составила 5 105 м3/смену. Вместо традиционного перебура длиной 1-2 м взрывные скважины бурили до горизонта выемки, по которому ровно прошёл экскаватор после взрыва, что подтверждается маркшейдерской съёмкой. Это позволило уменьшить объём буровых работ на 379 м и тем самым снизить затраты на буровые работы на 0,29 руб./м3 взорванной горной массы. Снижен расход ВВ в среднем на 157,5 кг на скважину за счёт уменьшения длины заряда в нижней части на 2 м и воздушного промежутка высотой 1-3 м, что уменьшило затраты по ВВ на 14,04 руб/м3 взорванной горной массы. Суммарное снижение затрат по блоку составляет 14,33 руб/м3 взорванной горной массы.

Для обеспечения возможности взрывного рыхления возрастающих объёмов горной массы с наименьшими затратами в конце 2013 г. на разрезе внедрена зарядная машина МСЗ-12-НП-К для зарядки скважин (Рисунок 2.9), что позволило заменить граммонит 79/21 на гранулит М, снизив затраты по ВВ, и обеспечить увеличение времени воздействия взрыва на массив, что подтверждается результатами следующего экспериментального взрыва.

Третий экспериментальный массовый взрыв на гор. + 392 м проведён 2 декабря 2013 г. Горные породы блока представлены песчаником на глинистом цементе, алевролитами с коэффициентом крепости f = 4-6. Блок объёмом 60 тыс. м3 обурен 193 скважинами (5 рядов по 36-38 скважин) диаметром 215-252 мм глубиной 12 м и 16 м, сетка расположения скважин – 5,05,0 м.

Общий расход ВВ – 42 060 кг, в т. ч. гранулит М – 41 808 кг, ТГ-П850 – 252 кг; фактический удельный расход ВВ составил 0,7 кг/м3. Масса заряда скважины в зависимости от глубины составила 200 и 240 кг. Механизированная зарядка гранулитом М производилась в сухие скважины при отрицательной температуре окружающей среды (-15 С). После создания двухметровой воздушной подушки установкой полипропиленового рукава длиной 14 м, формировали заряд ВВ массой 60 кг, затем устанавливали промежуточный детонатор массой 0,85 кг из шашек ТГ-П850, вновь формировали заряд ВВ массой 60 кг, создавали воздушный промежуток установкой полипропиленового рукава длиной 9 м, вновь формировали заряд ВВ массой 60 кг, затем устанавливали промежуточный детонатор массой 0,85 кг, вновь формировали заряд ВВ массой 60 кг и выполняли забойку из бурового шлама.

Схема взрывания диагональная с применением неэлектрической системы ИСКРА-П: замедление между скважинами в ряду 109 мс, между рядами – 67 мс. На данном взрыве пере-бур отсутствовал – вместо традиционного перебура длиной 1-2 м взрывные скважины бурили до горизонта выемки +376, по которому экскаватор и провёл выемку экспериментального блока, что подтверждается маркшейдерской съёмкой. После проведения взрыва было выявлено что данная конструкция заряда работает эффективно в отношении дробления и развала горной массы – средний размер куска составил 0,14 м. Средняя производительность экскаватора Komatsu РС1250 за 11-часовую смену составила 3 893 м3/смену.

Замена на экспериментальном блоке граммонита 79/21 на гранулит М снизила затраты на 16,5 руб/м3, применение скважинных зарядов с воздушной подушкой в перебуре и воздушным промежутком в заряде позволило снизить удельный расход ВВ с 1,02 до 0,7 кг/м3 и получить за счёт этого дополнительное снижение затрат на 6,1 руб/м3. В целом затраты по ВМ на блоке снижены на 22,7 руб/м3.

По всем экспериментальным блокам подтверждено положительное влияние водяной и воздушной подушки в перебуре на увеличение дальности отброса горной массы от уступа и снижение высоты развала, качественную проработку подошвы до отметки глубины скважины (Рисунок 2.10).

Подтверждено положительное влияние водяной и воздушной подушки в перебуре на увеличение дальности отброса горной массы от остающегося целика массива и снижение высоты развала, качественную проработку подошвы до отметки глубины скважины, при этом размер среднего куска уменьшился на 1-1,95 см. Рис. 2.10. Развал горной массы после взрывов с воздушными подушками

Результаты экспериментальных взрывов позволили с уверенностью перейти на взрывание крепких горных пород вскрыши зарядами с воздушными промежутками. Помимо снижения затрат на буровзрывные работы повышена производительность обратных мехлопат на выемке взорванной горной массы.

Учитывая положительные результаты применения зарядов с воздушной подушкой [108, 109], нами запатентован способ открытой разработки с взрывным воздействием на пласт полезного ископаемого [110]. При обуривании скальных вскрышных пород взрывные скважины забуривают в пласт полезного ископаемого на глубину воздушной подушки в нижнем торце заряда, а массовый взрыв осуществляют поскважинно системой неэлектрического инициирования. При этом в пласт полезного ископаемого пониженной крепости забуривают каждую вторую или третью взрывную скважину (Рисунок 2.11).

Промышленные испытания комбинированных забоек с элементами каменного материала

Первый экспериментальный массовый взрыв проведён 25 июня 2014 г. с опережением на 67 мс массового взрыва промышленного блока, расположенного в 50 м за экспериментальными скважинами, поэтому с 1 000 мс от начала экспериментального взрыва промышленный блок начал влиять на выбросы экспериментальных скважин. Для получения результатов, приемлемых для обработки выбросов забоечного материала, оказалось достаточно интервала в 700 мс – далее началось расползание выбросов экспериментальных скважин и взаимное затенение.

Десять экспериментальных скважин диаметром 250 мм глубиной 11 м пробурены вдоль бровки уступа через 5 м. Высота заряда гранулита М массой 250 кг составила 6 м, длина скважины под забойку – 5 м. Взрывание производили неэлектрической системой ИСКРА по 5 скважин мгновенно, установив на 6-й скважине замедление в 67 мс. Для отметки моментов взрыва каждой серии к первой, шестой и десятой скважинам подсоединили шашки-детонаторы, разместив их на откосе уступа. Шашку от десятой скважины вынесли к восьмой для обеспечения лучшей её видимости с точки съёмки. Конструкция зарядов эксперимен тальных скважин приведена на рисунке 3.10.

Длину забоек регулировали путём размещения их в подвесной полипропиленовый рукав разной длины. Этот рукав [117] представляет собой закрытый с нижнего конца эластичный рукав с грузом, снабжённый жёстким кольцом и воронкой из тканого полипропилена, нижнее основание которой соединено с верхним концом рукава, а жёсткое кольцо вмонтировано в верхнее основание, при этом диаметры эластичного рукава и жёсткого кольца выполнены превышающими диаметр скважины, соответственно, на 10-20 мм и 150-250 мм, что обеспечивает надёжный распор рукава в скважине и снижение нагрузки на него.

Эффективность работы экспериментальных комбинированных забоек сравнивали с обычными засыпными из бурового шлама, которые разместили в скважинах 1 длиной 2,5 м (10 dс), 4 длиной 3,5 м (14 dс), 7 длиной 4,5 м (18 dс) и 10 высотой 5 м (20 dс).

Экспериментальные комбинированные забойки разместили в скважинах 2 и 3 длиной 1,5 м (6 dс), 5 и 6 длиной 2,0 м (8 dс) и 8 и 9 длиной 2,5 м (10 dс).

Засыпную забойку выполняли обычным способом, а каменный материал в комбинированной забойке размещали с помощью специального приспособления – металлического пруткового цилиндра [118], помещённого в мешок из отрезка полипропиленового рукава (Рисунок 3.11). На рисунке 3.11, а показан прутковый цилиндр, изготовленный на базе кольца диаметром 200 мм и прутков диаметром 10 мм, закреплённых равномерно по окружности кольца с шагом 30 мм.

На рисунке 3.11, б прутковый цилиндр вставлен в мешок, выполненный из отрезка полипропиленового рукава, завязанного снизу, на рисунке 3.11, в цилиндр заполнен камнями. На рисунке 3.11, г мешок поднят и идёт заполнение цилиндра камнями, после чего за верх мешка его устанавливают в скважину (Рисунок. 3.11, д), а затем мешок отпускают, придерживая прутковый цилиндр за шнур. Мешок с камнями за счёт его массы снимается с цилиндра и скользит с трением по натянутому полипропиленовому рукаву вниз до подсыпки из бурового шлама высотой 0,2-0,4 м, исключая возможность повреждения волновода от боевика, расположенного за полипропиленовым рукавом, а прутковый цилиндр за шнур извлекают из скважины (Рисунок 3.11, е).

Размещение каменного материала в комбинированных забойках с помощью специального устройства Затем замеряли длину, занятую камнями, подсыпали 2-3 лопаты бурового шлама, замеряли длину, занятую буровым шламом, и вновь опускали мешок с камнями. Последние 0,5-0,8 м высоты комбинированной забойки каменный материал набрасывали вручную вперемешку с буровым шламом.

Для отработки рациональной конструкции комбинированной забойки её формировали с вариациями в различных скважинах. Так, в скважине 2 установлена комбинированная забойка высотой 1,5 м с каменным материалом в виде крупной гальки, а скважине 3 – забойка та 80 кой же высоты с каменным материалом в виде обломков песчаника. После соскальзывании по рукаву мешок с каменным материалом раскрывается, и буровой шлам при подсыпке частично попадает и внутрь каменного материала.

В скважинах 5 и 6 установлена такая же конструкция комбинированной забойки (галечник в скважине 5 и камень в скважине 6) высотой 2 м. При этом в скважине 6 увеличена высота засыпки из бурового шлама между каменным материалом до 0,4-0,5 м за счёт уменьшения количества мешков с ним до двух против четырёх в скважине 5.

В скважинах 8 и 9 размещён каменный материал. В скважине 8 он размещён в пяти мешках, разделённых промежутками из бурового шлама, а в скважине 9 каменный материал набросан равномерно вперемешку с буровым шламом. При наброске камней было отмечено, что, как и в лабораторном эксперименте, натянутый подсыпкой бурового шлама в нижнюю часть полипропиленовый рукав постепенно расширяется от кольца и поэтому направляет камни к центру скважины, где они, соударяясь, теряют скорость и потом сползают к стенкам скважины, не подвергая ударам волновод боевика за рукавом.

Замеры показали, что мешок с камнями за счёт расползания его по диаметру натянутого полипропиленового рукава занимает высоту около 0,1-0,15 м, а буровой шлам – 0,2-0,4 м. Отсюда можно оценить процентное соотношение каменного материала и засыпной части из бурового шлама по высоте. Так, в скважине 3 уложено 2 мешка с каменным материалом высотой 0,2 м и заполнено 3 промежутка буровым шламом высотой 0,9 м, а последние 0,5 м высоты выполнены наброской каменного материала вперемешку с буровым шламом в процентном соотношении камень/буровой шлам = 40/60. Тогда общая высота каменного материала составляет 0,4 м или 27 % высоты комбинированной забойки соответственно, а бурового шлама – 73 % высоты комбинированной забойки. Результаты расчётов соотношения каменного и засыпного материала по высоте комбинированных забоек сведены в таблице 3.1.

Обоснование рациональной технологии совместной разработки сближенных пологих и наклонных пластов каменного угля в разнопрочных и мёрзлых вмещающих породах

Для оценки трудозатрат на ведение буровзрывных работ на участках горных работ ОАО «УК «Кузбассразрезуголь» был проведён хронометраж выполнения скважинной забойки с применением УЗУ [52], а также, для сравнения, сплошной забойки буровым штыбом. Установлена экономия времени на забойку одной скважины с применением испытываемых устройств вместо сплошной забойки буровой мелочью от количества скважинных забоек, выполненных одним работником за смену. Это объясняется накапливающейся усталостью при выполнении тяжёлой физической работы. В абсолютном выражении на каждую 1000 забоек, выполненных при помощи УЗУ, экономия времени составляет порядка 50 чел.-ч. и изменяется от 1,2 до 3 мин. на выполнение одной скважинной забойки.

В связи с этим предлагается для механизированной забойки взрывных скважин использовать специальные забоечные машины. В частности отечественное ООО «Завод «Звезда» (Свердловской обл.) выпускает забоечную машину 3С-1М на базе грузового автомобиля (Рисунок 3.40, а). Машина снабжена бункером для забоечного материала, а забойка скважины производится с помощью поворотной течки, шарнирно закреплённой в нижней части бункера.

Недостатком устройства является то, что мелкодисперсный и крупнокусковой каменный материал загружаются в один бункер, где происходит их расслоение по высоте, и равномерного распределения фракций забоечного материала, поступающего в скважину, не происходит. Наиболее подходит к заданным условиям забоечная машина 3С-2М (Рисунок 3.40, б), снабжённая двумя бункерами.

Однако оба бункера предназначены для транспортирования забоечного материала крупностью до 10 мм, поэтому для того, чтобы в бункеры поступали различные фракции забоечного материала, необходимо в комплект включить сортировочную установку. В качестве таковой возможно использование передвижного барабанного грохота (троммеля) (Рисунок 3.41).

Установка выполнена прицепной на пневмоколесном ходу, представляет собой наклонный барабан с отверстиями. Загрузка исходного материала осуществляется одноковшовым экскаватором в бункер-питатель через колосниковый грохот, отделяющий куски горной массы размером более 0,6 dс.

Из бункера материал равномерно подаётся в барабан грохота, совершает сложное враща-тельно-поступательное движение и, проходя через отверстия барабана, разделяется на фракции. Мелкая фракция размером 0-0,2 dс, проваливается сквозь отверстия и поступает на от 105 вальный ленточный конвейер, ссыпающий сыпучий материал в конус. Куски породы размером 0,2-0,6 dс проходят сквозь барабан и ссыпаются в конус крупной фракции.

По прибытии на загрузочную площадку забоечной машины каждая фракция загружается экскаватором в свой бункер, чем обеспечивается раздельная транспортировка и подача забоечного материала в скважины.

Грохот барабанного типа обладает большой эффективностью грохочения за счёт вращения барабана с регулируемыми щётками для очистки сита.

Нами получено решение ФИПС от 30.08.16 на выдачу патента на изобретение по заявке № 2015113100/03 на разработанную двух бункерную забоечную машину, которая сначала формирует нижнюю засыпную часть заданной высоты подачей из первого бункера мелкодисперсного материала, затем на неё засыпают из второго бункера элементы каменного материала размером 0,2-0,6 dс на заданную высоту, после этого снова засыпают из первого бункера инертный мелкодисперсный материал; процесс повторяют до полного формирования комбинированной забойки высотой не более 10 dс.

Проводник инициирующего импульса по длине забойки защищён трубкой из органического материала от воздействия кусков породы крупной фракции.

Забоечная машина оборудована гидравлическим грейфером-манипулятором и двумя бункерами с обогревом и вибрацией стенок, на днищах которых установлены пластинчатые питатели. Мелкодисперсный и крупнокусковый материалы размещены в разных бункерах, а выдаются на общую поворотную течку, шарнирно закреплённую в нижней части бункеров.

На рисунке 3.42, а схематично изображена засыпная забойка взрывных скважин с элементами каменного материала; на рисунке 3.42, б – забоечная машина в транспортном положении; на рисунке 3.42, в – забоечная машина в рабочем положении.

Короткая комбинированная забойка взрывных скважин с каменным материалом размещается в скважине 1, например. над воздушным промежутком 2, установленным над зарядом ВВ 3 с боевиком 4. Нижняя засыпная часть 5 забойки выполнена из инертного сыпучего материала 6 крупностью 0–20 мм, над нею размещён первый отрезок 7 комбинированной части забойки, выполненный из элементов каменного материала в виде крупных камней 8 размером 0,2–0,6 dс. Следующий отрезок 9 комбинированной части забойки заполнен тем же инертным сыпучим материалом 6, поэтому пустоты между крупными камнями 8 заполнятся просыпающимся инертным сыпучим материалом. Чередование отрезков комбинированной части забойки продолжается до верха скважины.

Проводник инициирующего импульса 10, расположенный над нижней засыпной частью забойки, заключён в трубку 11 из органического материала (например, резина, пластик и т.п.).

Забоечная машина выполнена на базе грузового автомобиля 12 и снабжена передним бункером 13 для крупных камней с размером кусков породы 0,2–0,6 dс, и задним бункером 14 для сыпучего материала.

Забоечный материал (песок, щебень, отходы обогатительных фабрик, раздробленные вскрышные породы) захватывается гидравлическим грейфером-манипулятором 15, установ 107 ленным на шасси автомобиля и подаётся на колосниковый грохот 16, установленный над задним бункером, сверхмерный материал, не прошедший сквозь отверстия грохота, ссыпается на землю, а нижний класс попадает на нижний ярус колосникового грохота 17. Крупные камни с размером кусков породы 0,2–0,6 dс ссыпаются в передний бункер, а сыпучий материал попадает в задний бункер. Обогрев и вибрация стенок бункеров известным способом исключают возможность налипания на стенках и зависания в бункерах забоечного материала.