Способ формирования заряда взрывчатого вещества в скважине
METHOD FOR FORMING CHARGE OF BLASTING EXPLOSIVE IN WELL

Изобретение относится к горной промышленности и может быть использовано при взрывной скважинной отбойке горных пород на открытых горных работах.
Известны различные способы ведения взрывных работ, например, при создании открытых профильных выработок в грунтах за счет увеличения скорости ударной волны в забойных частях зарядных полостей (см. SU №1538659, кл. F42D7/00, опубл.1988), осуществлением скважинного взрыва путем сохранения стабильности взрывного состава при высоком градиенте температуры воздуха и вмешающих пород (см. SU №1295820, кл. Е21С37/00, F42D3/04, опубл.1985), способом интенсификации неравномерности действия взрыва по длине скважины (см. SU №1540431, кл. F42D3/00, опубл.1988), формированием скважинного заряда (см. SU №1582791) путем размещения дополнительных рассредоточенных зарядов в скважине в виде цилиндрических сегментов с заполнением промежутков забоечным материалом и др.
Общими недостатками известных решений являются отсутствие направленного действия ударной волны в массиве взрываемого блока, сложность конструкции заряда взрывчатого вещества и их исполнения, невозможность контроля в процессе заряжания скважин точности места формирования кумулятивной воронки, низкое качество проработки подошвы уступа и т.д.
Известен способ рассредоточения заряда в скважине (см. RU №2437056, кл. F42D1/08, опубл. 20.12.2011), включающий подвеску на заданной глубине скважинного затвора и последующее его заклинивание. При этом в качестве скважинного затвора подвешивают полую емкость биконической формы, выполненную из пластической массы, а заклинивают ее подсыпкой в скважину нескольких порций щебня фракции 10-20 мм.
Недостатком известного технического решения является возможное низкое качество проработки подошвы уступа, поскольку рассредоточение зарядов идет только в вертикальной полости.
Способ формирования воздушных промежутков в скважине с расширенной зарядной полостью (см. RU №2317517, кл. F42D1/08, опубл. 20.02.2008) включает бурение взрывной скважины небольшого диаметра с последующим расширением в ней нескольких расположенных друг над другом на заданной высоте котловых полостей заданного диаметра и разделение заряда ВВ на части воздушным промежутком. Расстояние между котловыми полостями по высоте скважины принимают равным высоте воздушных промежутков, а воздушные промежутки формируют между котловыми полостями в скважине небольшого диаметра с помощью устройства, содержащего перекрывающий сечение скважины эластичный затвор, выполненный в виде раскрывающегося зонтика с ребрами жесткости из упругих струн в виде расходящихся лучей, скрепленных с материалом зонтика. Ребра жесткости выполнены переменной жесткости, убывающей по величине от центра к их концам, и соединены с усеченным конусом, направленным большим основанием к воздушному промежутку.
При всех достоинствах известное техническое решение характеризуется сложностью конструкции скважинного заряда, трудоемкостью ее исполнения и низким качеством проработки подошвы уступа, в совокупности снижающие эффективность взрывания скважинного заряда.
Задачей, на которое направлено заявленное изобретение, является повышение эффективности буровзрывной отбойки за счет совершенствования конструкции скважинного заряда.
Поставленная цель достигается тем, что в способе формирования заряда взрывчатого вещества в скважине основной заряд размещают на дне скважины в рукавах, ориентированных по подошве уступа перпендикулярно друг к другу по четырем направлениям, создают воздушный промежуток между этими зарядами в горизонтальной полости, верхнюю устьевую часть скважины запирают пробкой, а дополнительный заряд взрывчатого вещества в стволе скважины размещают на расстоянии, равном половине высоты уступа с засыпкой оставшегося пространства скважины забоечным материалом.
Сопоставительный анализ признаков заявленного решения с признаками аналогов свидетельствует о соответствии заявленного решения критерию «новизна».
В предлагаемом способе новыми признаками в сравнении с аналогами являются:
- создание новой конструкции скважины с горизонтальными взаимно-перпендикулярно расположенными полостями на дне скважины;
- новый принцип формирования воздушного промежутка в горизонтальной полости скважины;
- ориентация полостей по уровню подошвы уступа и соседних скважин;
- расположение дополнительного заряда взрывчатого вещества в стволе скважины в промежутке между забоечным материалом и запирающей пробкой.
Указанные новые признаки исключают недостатки существующих способов формирования заряда взрывчатого вещества и обеспечивают следующие усиленные положительные свойства:
- формирование полостей с воздушными промежутком и по горизонтали создают условия для лучшей проработки подошвы уступа при взрывной отбойке;
- рассредоточение зарядов в вертикальной и горизонтальной полостях позволяет равномерно распределить энергию взрывчатого вещества во взрываемом блоке;
- размещение запирающей пробки у устья скважины обеспечивает формирование воздушного промежутка на дне скважины.
Весь комплекс перечисленных признаков, в целом, гарантирует создание нового способа формирования заряда взрывчатого вещества в скважине.
Способ поясняется чертежами, где на фиг. 1 представлена схема скважинного заряда в поперечном разрезе, на фиг. 2 – схема расположения скважин в плане взрываемого блока и их основные параметры, на фиг. 3 – расчетная схема скважинного заряда.
Способ осуществляется следующим образом.
Скважинный заряд формируют с размещением взрывчатого вещества 1 (см. фиг. 1) на уровне подошвы уступа в четырех рукавах с воздушными промежутками 2. После заряжания основных зарядов 1 устанавливают запирающую пробку 3 на дне каждой скважины для размещения на них забоечного материала 4 и промежуточного заряда 5. Инициирование зарядов 1 и 5 производится с помощью детонирующего шнура 6 и капсюля детонатора 7 (см. фиг. 2).
у
Промежуточный заряд 5 располагают на глубине, равной половине высоты уступа Н, что позволяет добиться равномерного дробления пород взрываемого массива 8.
Расположение зарядов 1 в рукавах с воздушными промежутками 2 обеспечивает лучшую проработку подошвы уступа, предотвращая процесс распространения продуктов детонации по оси скважины.
3
В результате реализации данного способа формирования заряда в скважине значительно сократятся удельный расход взрывчатого вещества на 1м горных пород, выход пород с 1 п.м. скважины, объемы буровых работ благодаря раширению сетки скважин и сокращению их величин перебуров, а также улучшится качество проработки подошвы уступа.
Пример конкретного выполнения способа.
Техническая сущность и преимущества нового технического решения раскрыты на примере взрывной отбойки блока рекомендуемым способом при следующих параметрах (см. фиг. 3) исходных данных для расчетов:
у
- высота уступа, Н = 15 м;
- угол откоса уступа, α = 75°;
- марка бурового станка, СБШ – 320;
c
- диаметр скважины, d = 320 мм;
- крепость пород (песчаники), f = 9;
п
- перебур скважины при традиционной технологии, L = 20%;
Б
- длина взрываемого блока, L = 100 м;
- ширина блока, Ш = 40 м;
- сетка скважин, 7×7 м;
3
- удельный расход взрывчатого вещества, q = 0,5 кг/м;
- стоимость взрывчатого вещества, 600 долларов за тонну.
На фиг. 3 приведена расчетная (формализованная) схема расположения скважин во взрываемом блоке как один из вариантов исполнения технического решения. Расчеты выполнены в следующей последовательности:
I. Традиционная технология
T
c
1. Глубина скважины при традиционной технологии L равна
у
y
пер
= H+ Н⋅L;
пер
у
L = 0,2 ⋅ Н,
пер
где L- длина перебура скважины, составляющая 20% от высоты уступа, м.
= 15 + 15 ⋅ 0,2 = 18 м.
Б
2. Объем взрываемого блока - V,
Б
у
Б
3
V = Н⋅ L⋅ Ш = 15 ⋅ 100 ⋅ 40 = 60000 м.
3. Объем буровых работ во взрываемом блоке - ∑ ,
c
∑  = n ⋅ ,
где – количество скважин во взрываемом блоке, шт.
где 7×7 – сетка скважин, м,
откуда, ∑  = 84 ⋅ 18 = 1512 м.
4. Выход породы с 1 п.м скважины - ,
3
=  =  = 40 м.
5. Затраты на буровые работы – ,
=
пм
С⋅ ∑ ,
пм
где С – стоимость бурения 1п.м скважины, долл/п.м.
пм
3
Стоимость бурения 1 п.м взята из фактических показателей работы предприятий АК «Алроса» (ОАО) и составила, С = 0,34 долл/п.м, т.е. 10% от общей себестоимости разработки 1 м вскрышных пород (см. описание RU №2233982, кл. E21C41/00, опубл. 10.08.2004), тогда:
= 0,34 ⋅ 1512 = 514,1 долл.
6. Затраты на взрывные работы составят - ,
=
Б
ВВ,
q ⋅ V⋅ С
ВВ
где С– стоимость взрывчатого вещества, долл/кг,
ВВ
C= 0,6 долл/кг;
=
0,5 ⋅ 60000 ⋅ 0,6 = 18000 долл.
T
Всего затрат при традиционной технологии – З,
T
З = + = 514,1 + 18000 = 18514,1 долл.
II. Рекомендуемая технология
1. Глубина скважины при рекомендуемой технологии – (см. фиг. 3),
1
= H + ,
1
где Н – длина вертикального участка скважины, м;
2
Н– длина наклонного участка скважины, м;
°
– угол наклона скважины, град  = 50;
1
у
2
у
H=  Н;       H =  H;
1
2
у
Н =  ⋅ 15м = 10 м;        Н=  Н = 5 м,
откуда  = 10 +  = 10 +  = 16,5 м.
Б
2. Объем взрываемого блока – V,
Б
3
V = 60000 м.
P
C
3. Объем буровых работ во взрываемом блоке - ∑ L,
C
∑= n⋅  = 84 ⋅ 16,5 = 1386 м.
4. Выход породы с 1п.м скважины - ,
3
=  =  = 43,3 м.
5. Затраты на буровые работы – ,
пм
= С ⋅∑ = 0,34 ⋅ 1386 = 471,2 долл.
6. Затраты на взрывные работы – ,
=  = 18000 долл.
7. Затраты на повышение качества проработки подошвы уступа – 3 пр, качество проработки подошвы уступа оценивается по количеству образуемых треугольных призм от взрывания первого ряда скважин. Ликвидацию треугольных призм производят путем обуривания и взрывания шнуровых зарядов. Затраты на ликвидацию треугольных призм приняты равным 10% от затрат на буровзрывные работы. Тогда,
Т
= 0,10 ⋅ З, годовые затраты - ∑ ,
Б
∑  = П ⋅ ,
Б
где П– количество взрываемых блоков в году.
г
Годовой экономический эффект Э рассчитан по формуле:
г
гм
T
Р
Э = (З– З) ⋅ V,
гм
3
3
где V – производительность карьера по горной массе, млн м (в расчетах принята равной 5,0 млн м).
3
Результаты расчетов экономической эффективности приведены в таблице, откуда следует, что одним из путей повышения эффективности буровзрывной отбойки горных пород является совершенствование конструкции скважинного заряда. Так, рекомендуемый способ формирования заряда взрывчатого вещества в скважине позволяет снизить затраты на буровзрывные работы на 0,1159 млн долл, что составляет 5,8% от общих затрат на буровзрывную отбойку. Ожидаемый экономический эффект получен на карьере с годовой производительностью 5 млн мпо горной массе, а с увеличением годовой производительности они существенно возрастают. Кроме того, имеется реальная возможность использования данного технического решения одновременно на нескольких карьерах.
Таблица
Ожидаемое улучшение технико-экономических показателей разработок от внедрения изобретения
№ п/п
Наименование показателей
Традиционная технология
Рекомендуемая технология
1
Годовая производительность карьера по горной массе, млн м<sup>3</sup>
5,0
5.0
2
Высота уступа, м
15,0
15,0
3
Глубина скважины, м
18,0
16,5
4
Объем взрываемого блока, м<sup>3</sup>
60000,0
60000,0
5
Количество взрываемых блоков в году
84
84
6
Объем буровых работ во взрываемом блоке, м
1512,0
1386,0
7
Выход породы с 1 п.м скважины, м<sup>3</sup>
40,0
43,3
8
Затраты на буровые работы , долл
514,1
471,2
9
Затраты на взрывные работы, долл
18000,0
18000,0
10
Затраты на ликвидцию треугольной призмы, долл
1851,41
-
11
Суммарные затраты на буровзрывные работы, долл
19851,41
18471,2
12
Экономический эффект при буровзрывной подготовке блока к выемке, долл
-
1380,21
13
Годовой экономический эффект, долл, при производительности карьера по горной массе – 5 млн м<sup>3</sup>
-
115937,6