ВЗРЫВНЫЕ РАБОТЫ В ОЧИСТНЫХ ЗАБОЯХ
Общие положения
Основные параметры взрывных работ для очистных забоев устанавливаются на основании расчетных данных, практики ведения взрывных работ в аналогичных горногеологических условиях, включая другие предприятия, а также опытных взрываний в данном забое.
Опытные взрывания должны проводиться согласно ЕПБ при взрывных работах.
12.1. Взрывные работы в очистных забоях.
12.1.1. С применением взрывных работ проводят отбойку угля в лавах на пластах с предварительным щелеобразованием при помощи машинного вруба, проходки ниш при комбайновой выемке угля, предварительное рыхление массива угля перед выемкой комбайном или стругом крепких и весьма крепких углей.
Кроме того, отбойку взрывами выполняют при невозможности применения механизированной выемки угля на наклонных и пологих пластах в зонах геологических нарушений, а также на крутопадающих пластах. При взрывных работах в очистных забоях (лавах), особенно при использовании ВВ V и VI классов предохранительности, необходимо обращать особое внимание на подбор оптимальных интервалов замедлений между смежными шпуровыми зарядами. Интервалы целесообразно увеличивать:
- при уменьшении мощности (работоспособности) взрывчатого вещества;
- при уменьшении мощности пласта (взрывание в зажатой среде) или при увеличении глубины шпуров;
- при слабой кровле (с целью снижения опасности деформации призабойной крепи);
|
|
|
- при увеличении расстояний между смежными шпуровыми зарядами.
Оптимальные интервалы замедлений в связи с этим являются переменными и колеблются в пределах 30-50 мс. При подборе интервалов необходимо учитывать отклонения, связанные с качеством изготовления ЭД, которые у ЭДКЗ-ПКМ могут составлять +(7-10 мс).
12.1.2. Величину заряда ВВ и общую потребность его следует устанавливать опытным путем.
Для предварительного расчета количества ВВ необходимого на отбойку угля в лавах, можно использовать формулу:
, кг, (12.1)
где: 
- длина лавы, м;
- мощность пласта, подлежащего выемке, м;
- подвигание лавы за цикл, м;
- удельный расход ВВ, кг/м 
;
- коэффициент работоспособности применяемого ВВ по отношению к эталону 6ЖВ.
Удельный расход аммонита 6ЖВ принимается по таблице 12.1. При применении других ВВ удельный расход необходимо пересчитать с учетом переводного коэффициента , принимаемого по табл.12.2.
Таблица 12.1
Удельный расход ВМ при отбойке угля объемом м в массиве с помощью аммонитов ПЖВ-20 и Т-19
| Мощность пласта, м | Расход ВВ и СИ на 1 куб. в массиве в зависимости от коэффициента f
| |||||||||||||
| 0,6-0,9
| 1,0-1,5
| 1,6-2,2
| 0,6-0,9
| 1,0-1,5
| 1,6-2,2
| |||||||||
| для одной плоскости обнажения пласта
| для двух плоскостей обнажения пласта
| |||||||||||||
| ВВ, кг | СИ, шт. | ВВ, кг | СИ, шт. | ВВ, кг | СИ, шт. | ВВ, кг | СИ, шт. | ВВ, кг | СИ, шт. | ВВ, кг | СИ, шт. | |||
| 0,5-0,75 | 0,48 | 1,20 | 0,55 | 1,40 | 0,60 | 1,70 | 0,26 | 0,80 | 0,30 | 0,93 | 0,33 | 1,12 | ||
| 0,76-1,0 | 0,42 | 1,15 | 0,48 | 1,25 | 0,55 | 1,50 | 0,24 | 0,76 | 0,26 | 0,83 | 0,30 | 1,00 | ||
| 1,1-1,3 | 0,38 | 1,05 | 0,45 | 1,15 | 0,52 | 1,30 | 0,21 | 0,70 | 0,25 | 0,77 | 0,29 | 0,87 | ||
| 1,35-1,6 | 0,35 | 1,00 | 0,42 | 1,10 | 0,48 | 1,20 | 0,19 | 0,67 | 0,23 | 0,74 | 0,27 | 0,80 | ||
| 1,65-1,9 | 0,33 | 0,98 | 0,40 | 1,05 | 0,45 | 1,15 | 0,18 | 0,65 | 0,22 | 0,70 | 0,25 | 0,77 | ||
| 1,95-2,2 | 0,32 | 0,96 | 0,38 | 1,00 | 0,42 | 1,10 | 0,17 | 0,64 | 0,21 | 0,67 | 0,23 | 0,73 | ||
| 2,25-2,5 | 0,30 | 0,94 | 0,36 | 0,96 | 0,40 | 1,05 | 0,16 | 0,63 | 0,20 | 0,64 | 0,22 | 0,70 | ||
| 2,55-2,8 | 0,27 | 0,92 | 0,34 | 0,94 | 0,38 | 1,00 | 0,15 | 0,92 | 0,19 | 0,63 | 0,21 | 0,67 | ||
|
|
|
Таблица 12.2
Значение коэффициента работоспособности
| Наименование ВВ | Переводной коэффициент по работоспособности |
| Аммонит ПЖВ-20 | 1,20 |
| Аммонит 6ЖВ | 1,0 |
| Аммонит АП-5ЖВ | 1,10 |
| Аммонит Т-19 | 1,16 |
| Угленит 13П | 1,6 |
| Угленит П12ЦБ | 2,5 |
12.1.3. Средняя величина заряда ВВ на один шпур (кг) определяется по формуле:
, кг, (12.2)
где: 
- диаметр патрона ВВ, м;
- глубина шпура, м;
- плотность ВВ в патронах или шпуре, кг/м;
- коэффициент заряжания; принимается по табл.12.3.
Таблица 12.3
Значение коэффициента заряжания шпуров
| Коэффициент крепости угля | 2,1-2,5 | 1,6-2,0 | 1,0-1,5 | 0,6-0,9 |
| При наличии двух плоскостей обнажения пласта | 0,25-0,35 | 0,22-0,32 | 0,20-0,30 | 0,16-0,25 |
| При одной плоскости обнажения пласта | 0,35-0,45 | 0,32-0,42 | 0,30-0,40 | 0,28-0,38 |
|
|
|
Поскольку применяемые в угольных шахтах ВВ имеют одинаковый диаметр (36±1 мм), а плотность ВВ в патронах отличается незначительно, целесообразно использовать более простое, чем в формуле (12.2) выражение:
, (12.3)
где - расход ВВ на 1 пм шнура; Для ВВ, представленных в табл.12.2, он составляет в среднем 1,15 кг/пм.
12.1.4. Число шпуров на забой находится по формуле:
(12.4)
12.1.5. В лавах с мощностью пластов до 3,5 м при наличии машинного вруба шпуры располагают по длине лавы через каждые 2-3 м в один или несколько рядов в зависимости от крепости угля и мощности пласта.
При отсутствии вруба в зависимости от мощности пласта шпуры также располагают в один или несколько рядов. Для пластов мощностью до 1,5 м наиболее целесообразно двухрядное расположение шпуров. Расстояние между рядами шпуров составляет 0,6-1,2 м, глубина шпуров 1,0-1,3 м или 1,6-2,0 в зависимости от устойчивости боковых пород и мощности пласта. Для предотвращения повреждения призабойной крепи шпуры следует располагать с некоторым наклоном по падению пласта. Типичная для таких условий схема расположения шпуров и основные данные, характеризующие шпуры и заряды, представлены на рис.12.1.
Данные о шпурах и зарядах
Рис.12.1. Типичная схема расположения шпуров в лаве без машинного вруба
12.2. Взрывные работы при щитовой системе разработки.
12.2.1. Взрывные работы при щитовой системе разработки выполняются:
- перед пуском щита в эксплуатацию для разрушения потолочины подэтажного целика;
- для приведения щита из горизонтального в нормальное положение (под нормальным понимается такое положение, когда все его секции по простиранию находятся в одной плоскости, а в крест простирания по нормали к вмещающим боковым породам);
- для приведения щита в нормальное положение шпуры бурят и взрывают шпуровые заряды в продольном проходе под щитом и в опорных целиках у лежачего бока пласта (в зависимости от угла падения пласта и его мощности эти операции выполняются до тех пор, пока щит не примет нормальное положение);
- при выемке угля под щитами: на пластах мощностью более 6,5 м, цикл работ заключается в создании горизонтального прохода, расширении его в сторону висячего бока пласта над печами и выемке опорных целиков у висячего и лежачего боков - посадке щитового перекрытия (рис.12.2);
- на пластах мощностью 4-6,5 м цикл работ по выемке угля состоит из двух процессов: проведения горизонтального прохода и посадки щитового перекрытия;
- при применении арочных и безсекционных щитов на пластах мощностью менее 4 м выемка горизонтального прохода канавы и посадка щитового перекрытия должны выполняться, как правило, за один прием.
Рис.12.2. Схема расположения шпуров при щитовой разработке пластов мощностью свыше 6,5 м и последовательность взрывной выемки угля под щитом /указана римскими цифрами/
а - расположение шпуров при прохождении горизонтального прохода; б - расположение шпуров при отбойке угля висячего бока; в - расположение шпуров при отбойке угля у висячего и лежачего бока
Последовательность операций цикла по выемке угля под щитом, глубина и расположение шпуров, величины зарядов и внутренней забойки и т.д. определяются паспортами управления щитом и буровзрывных работ.
12.2.2. Процесс выемки угля под щитом, представленным на рис.12.2, заключается в следующем: делается проход взрывным способом на всю длину щитового перекрытия и крепится, затем обуриваются и разрушаются взрывами опорные целики угля у висячего и лежачего боков.
При углубке горизонтального прохода шпуры располагаются вокруг углеспускных печей и в целиках между ними; глубину шпуров следует принимать 1,5-2,2 м, а величину заряда на шпур 0,6-0,9 кг. Число шпуров на шаг углубки канавы составляет в зависимости от крепости угля 30-40 при длине щита 24 м. При большей мощности пласта и увеличенной длине щита шпуров может быть больше. В пластах большой мощности после проходки канавы взрывается и убирается отбитая горная масса средней части опорных целиков, а затем взрывается остальной массив угля под щитом.
Удельный расход ВМ при щитовой выемке угля показан в табл.12.4.
Таблица 12.4
Расход ВМ на отбойку 1 м угля в массиве при щитовой системе разработки.
| Вынимаемая мощность пласта, м | Расход ВМ (кг) и СИ (шт) на 1 м по М.М.Протодьяконову
| |||||
| 0,6-0,9
| 1,0-1,5
| 1,6-2,2
| ||||
| ВВ | СИ | ВВ | СИ | ВВ | СИ | |
| 1,00-2,00 | 0,49 | 1,07 | 0,52 | 1,16 | 0,56 | 1,21 |
| 2,01-4,50 | 0,38 | 0,73 | 0,41 | 0,79 | 0,46 | 0,85 |
| 4,51-6,00 | 0,34 | 0,62 | 0,37 | 0,67 | 0,42 | 0,73 |
| 6,01-9,00 | 0,32 | 0,56 | 0,35 | 0,61 | 0,40 | 0,67 |
| 9,01 и >> | 0,31 | 0,53 | 0,53 | 0,58 | 0,39 | 0,64 |
12.2.3. Работы под щитами в условиях пластов различной мощности выполняются в следующем порядке:
- для секционных щитов, отрабатывающих пласты мощностью 4,5 м и выше с двумя и более технологическими процессами на шаг посадки, от входной сбойки в направлении к печи N 1, (у выработанного пространства) проводятся:
просмотр, разборка и зачистка прохода, затем обратным ходом от печи N 1 к входной сбойке ведется оборка откосов опорных целиков у почвы и кровли пласта, подготовка их к бурению шпуров. Бурение шпуров над углеспускной печью N 1 может быть начато только после того, как все подготовленные работы будут полностью закончены над печью N 2 и т.д.
- для щитов с одним технологическим процессом на шаг посадки от входной сбойки к печи N 1 выполняются все подготовительные работы:
осмотр и разборка забоя, очистка прохода, оборка откосов опорных целиков у почвы и кровли пласта. После приведения забоя в безопасное для бурения шпуров состояние, может начинаться следующий цикл работ по выемке угля в направлении от печи N 1 к выходной сбойке.
Арочными щитами отрабатываются пласты угля средней крепости мощностью от 1,2 до 2,6 м.
До выемки угля, забою придается уступная форма путем неоднократных взрываний шпуровых зарядов у печей (скважин) и между печами. При последующей выемке угля такая форма забоя должна постоянно восстанавливаться.
12.3. Взрывные работы для предупреждения прорывов глины и пульпы при щитовой системе.
12.3.1. Надщитовая подушка для одного щита создается, как правило взрыванием только одного камерного заряда. В исключительных случаях (когда в сейсмически опасную зону попадают важные объекты; в пределах расчетной линии сопротивления для одного заряда или вблизи него располагается отработанный вышележащий пласт и др.) допускается взрывание над щитом нескольких камерных зарядов меньшей мощности.
12.3.2. Для создания надщитовой подушки камерные заряды располагают таким образом, чтобы разрушающее действие взрыва распространялось на надщитовой целик угля, однако при этом площадь угольного целика в основании воронки взрыва не должна превышать 75% (рис.12.3). В случаях, когда надщитовой целик высок и превышает расчетный раствор воронки взрыва, камерные заряды необходимо располагать выше, таким образом, чтобы основание воронки взрыва захватывало, кроме целика, и вышележащее выработанное пространство. Нижнюю часть надщитового целика в таком случае необходимо разрушить шпуровыми зарядами.
Рис.12.3. Схема расположения зарядной камеры для создания надщитовой подушки
12.3.3. Высота подушки над щитом в зависимости от количества глины, находящейся в вышележащем пространстве, должна составлять 1/3 наклонной высоты отрабатываемого щитового столба при количестве глины, составляющем до 40% от объема вышележащего выработанного пространства, и 2/5 наклонной высоты при большем количестве глины отрабатываемого щитом столба.
12.3.4. Необходимый для создания над щитом предохранительной подушки заданной высоты объем породы в целике (м ) определяют по формуле:
, (12.5)
где: 
- длина щита;
- вынимаемая мощность пласта, м;
, 
- коэффициент разрыхления породы и угля принимается по табл.12.5;
- высота подушки, м;
- наклонная высота надщитового угольного целика, м;
- максимально допустимая проектом величина опережения щита висячего бока пласта относительно щита лежачего бока, м.
Таблица 12.5
Значения коэффициентов разрыхления ,
| Горная порода | Коэффициент разрыхления |
| Уголь средней крепости | 1,3 |
| Уголь крепкий | 1,4 |
| Аргилит крепкий | 1,9 |
| Алевролит крепкий | 2,0 |
| Песчаник средней крепости | 2,1 |
| Песчаник крепкий | 2,2 |
12.3.5. Массу ВВ (кг) камерных зарядов рассчитывают по формуле:
, (12.6)
где: - удельный расход ВВ, кг/м ; принимается согласно табл.12.6;
- линия наименьшего сопротивления (ЛНС).
Таблица 12.6
| Горная порода | Коэффициент крепости взрываемых пород, 
| Доля площади угольного целика в основании воронки взрыва, % | Удельный расход ВВ, кг/м
|
| аргиллиты | 4-6 | 0-25 | 2,2-2,4 |
| алевролиты | |||
| песчаники слабые | 25-75 | 2,4-2,6 | |
| крепкие алевролиты | 6-8 | 0-25 | 2,6-2,8 |
| песчаники: средней крепости | 25-75 | 2,8-3,2 | |
| песчаники крепкие | 8-12 | 0-25 | 3,2-3,6 |
| весьма крепкие | |||
| песчаники | 25-75 | 3,6-7,0 |
При взрывании неоднородной среды, состоящей из различных по мощности прослойков породы неодинаковой крепости, значение удельного расхода ВВ для камерного заряда принимается по средневзвешенному расчетному коэффициенту крепости, который определяется по формуле:
, (12.7)
где: 
- мощность прослойков пород. В зависимости от длины щита расчетная ЛНС камерного заряда не должна превышать указанных значений:
| длина щита, м | ЛНС, м |
| 18 | 15 |
| 24 | 18 |
| 30 | 21 |
12.3.6. Необходимый объем зарядной камеры (м ) рассчитываться по формуле:
, (12.8)
где 
- коэффициент, учитывающий вид упаковки ВВ; для патронированных ВВ=1,8, при заряжании ВВ в мешках массой по 35-40 кг 
1,5;
- масса заряда ВВ, кг;
- плотность ВВ кг/м .
Не учтенный в формуле объем негорючей крепи камеры рассчитывается отдельно и добавляется к 
.
12.3.7 Минимально допустимое по разрушающему действию взрыва расстояние 
от щита до нижнего края контура основания воронки взрыва принимается не менее (0,25-0,3) .
12.3.8. Камеры заряжаются без оставления пустот в заряде. При наличии капежа в камере заряд должен быть изолирован. В заряде (в части прилегающей к забойке) необходимо размещать основной и дублирующий боевики.
Проводящая к камерному заряду выработка на расстоянии 1,5-2,0 м закладывается инертной пылью. Запрещается применять в качестве внутренней забойки горючие материалы. Для взрывания камерных зарядов обязательно дублирование взрывной сети от боевиков до выхода сети в действующие горные выработки.
12.3.9. Отказавший камерный заряд ликвидируется согласно предусмотренному в проекте порядку, путем разборки внутренней забойки и укладки, в камерный заряд дополнительных патронов - боевиков с предварительной проверкой исправности электровзрывной сети соответствующими приборами.
На ликвидацию отказа разрабатывается специальный проект, утверждаемый техническим руководителем шахты.
12.4. Ликвидация застрявшей горной массы в углеспусках с применением наружных зарядов ВВ.
12.4.1. Взрывной способ применяется только в тех случаях, когда невозможно осуществлять ликвидацию застрявшей в углеспускных выработках горной массы другими способами.
12.4.2. Порядок работы по взрывному рузбучиванию углеспусков и меры безопасности изложены в "Инструкции по безопасности эксплуатации и разбучиванию углеспускных выработок на шахтах Кузнецкого бассейна".
12.4.3. Накладной заряд, состоящий из нескольких патронов ВВ VII класса изготовляется в виде связки путем укладки патронов боковыми сторонами друг к другу с последующей плотной и прочной обвязкой. Электродетонатор вставляется в торец любого патрона в связке и заглубляется на всю длину. Наиболее распространен способ пропуска застрявшей горной массы при помощи специальных зарядов (ЗПН). Накладной заряд или ЗПН к месту застрявшей горной массы доставляется с помощью составных деревянных реек.
12.4.4. Схема доставки накладного заряда к забученному месту, расположение постов охраны, места вывода людей и нахождение мастера-взрывника в момент взрыва показаны на рис.12.4.
Рис.12.4. Схема крепления заряда к рейкам и расположение постов охраны при разбучивании углеспуска. 1 - заряд; 2 - рейка; 3 - магистраль; М - мастер-взрывник; П - пост охраны; Л - люди
12.5. Взрывные работы при гидродобыче.
12.5.1. Взрывные работы при гидродобыче применяются для предварительного взрывного рыхления угольного массива методом шпуровых или скважинных зарядов для последующей гидроотбойки и гидросмыва. В последние годы наибольшее распространение получили длинношпуровой до 12 м и скважинные способы рыхления угля.
Угольный массив ослабляется камуфлетным взрыванием зарядов ВВ, в результате которого происходит увеличение естественных и создание искусственных трещин в угольном массиве без отрыва угля и нарушения забоя.
Рыхление угольного массива осуществляется во всем объеме заходки, нетронутыми остаются лишь небольшие целики со стороны завала в потолочине, которые в последствии вынимаются с помощью струи воды. Схема расположения шпуров представлена на рис.12.5. Рыхление угля в заходках по лежачему и висячему бокам пласта осуществляется одновременно. Шпуры в основном располагаются веерообразно.
Рис.12.5. Рекомендуемое расположение скважин при ослаблении угля в массиве
12.6. Взрывной способ посадки очистных забоев.
12.6.1. Взрывная посадка кровли осуществляется одновременным взрыванием одиночных зарядов ВВ в шпурах, пробуренных в деревянных стойках крепи. Взрывами они должны перебиваться полностью. Мгновенное исчезновение опоры в результате перебивания элементов крепи, вызывает обрушение кровли. В случае, если кровля состоит из крепких пород, то ее качественное обрушение обеспечивается дополнительными взрывами шпуровых зарядов.
Для перебивания деревянных стоек могут использоваться специальные высокопредохранительные ВВ VII класса, допущенные для этих целей Госгортехнадзором России.
Подготовка и проведение работ по обрушению кровли в очистных забоях с применением патронов высокопредохранительных ВВ проводиться в строгом соответствии с требованиями "ЕПБ при ВР" и Правил безопасности в угольных шахтах.
12.6.2. Количество обуриваемых стоек в каждом конкретном случае определяется состоянием крепи и кровли забоя. Шпуры соседних стоек при этом должны быть смещены по высоте относительно друг друга на 40-60 см. (Рис.12.6.). Стойки забойной крепи обуриваются в средней части только со стороны завала.
Рис.12.6. Схема размещения шпуров органного ряда комплекта деревянной крепи
1 - шпур;
2 - заряд; 3 - электродетонаторные проводники; 4 - стойка
12.6.3. С целью предохранения новой органной крепи от разрушающего действия взрывной волны стойки контрольной ленты крепи, прилегающей к этому органному ряду со стороны выработанного пространства, не обуриваются и не подрываются.
12.6.4. Шпуры бурятся с небольшим наклоном сверху вниз, что предотвращает самопроизвольное выпадение из них посадочных патронов.
12.6.5. Посадочный патрон следует вводить обращенным дульцем электродетонатора ко дну шпура (рис.12.6.), чтобы предохранить электродетонатор от случайного механического воздействия. Монтаж лучше всего вести сверху вниз, так это облегчает передвижение людей по забою и обеспечивает сохранность сети от случайного порыва.
12.6.6. При одновременном взрывании 100 и более патронов следует применять смешанное соединение электровзрывной сети, в которой электродетонаторы в группах соединены последовательно, а группы между собой - параллельно.
12.6.7. В качестве источника тока можно использовать конденсаторные взрывные приборы, обеспечивающие одновременное и безопасное взрывание необходимого числа зарядов ВВ как при смешанном, так, и последовательном соединении электродетонаторов, например ВП-2000, КВП-1/100М, ПИВ-100М и другие допущенные Госгортехнадзором России к применению в шахтах, опасных по газу и пыли.
12.6.8. Допуск людей в забой после взрыва разрешается руководителем работ, (начальником участка, его заместителем или помощником) только после проветривания призабойного пространства и прилегающих выработок, а также осмотра состояния кровли и определения полноты ее обрушения.
12.7. Порядок составления паспортов буровзрывных работ.
12.7.1. Паспорта БВР для новых забоев составляются на основании опытных взрываний. Для этой цели составляется схема работ, учитывающая мощность, угол падения пласта, кливаж, крепость вмещающих горных пород, площадь сечения выработки (вчерне). К основным параметрам паспорта относятся: диаметр шпура, глубина шпура, тип ВВ и СИ, удельный расход ВВ, расход ВВ и СИ за один цикл, количество ступеней замедлений ЭД, число приемов взрывания, число шпуров на цикл, схемы расположения шпуров в забое, способ взрывания, уточненный расход ВМ за цикл, количество забоечного материала. Паспорт БВР, утвержденный главным инженером предприятия, приобретает силу юридического документа, если не изменяются горно-геологические или горнотехнические условия. Паспорт считается действительным на весь период времени ведения взрывных работ в данной обстановке.
12.7.2. Порядок составления паспортов буровзрывных работ применительно к конкретным условиям шахт Кузбасса.
Пример
Паспорт буровзрывных работ для пласта Мощного гор.+300 м ш.Коксовой ПО "Прокопьевскуголь".
Характеристика пласта Мощного: угол падения 45-50 град., мощность пласта 8-10 м, мощность вынимаемого слоя 3,2 м, коэффициент крепости угля 1,5.
Пласт отрабатывается короткими полосами с закладкой выработанного пространства.
Длина очистного забоя 9 м. Взрывчатое вещество применяемое для отбойки угля, Угленит 13П.
Длина шпуров 1,2 м.
Рассчитывают общую потребность ВВ по формуле (12.1):
кг (12.1)
Определяется средняя величина заряда одного шпура по (12.2):
г (12.2)
Принимая стандартные патроны угленита 13П массой по 200 г, число шпуров на забой находим по (12.3):
шпура (12.3)
Рациональные схемы расположения шпуров выбираются согласно проведенных опытных взрываний и расчетных данных.
Дата добавления: 2018-09-22; просмотров: 767; Мы поможем в написании вашей работы! |
Мы поможем в написании ваших работ!