Комбинированное бурение скважин

Различают комбинированное механическое бурение и комбинированное бурение с термомеханическим разрушением. К комбинированному механическому бурению относят ударно-шарошечное и режуще-шарошечное бурение. при использовании ударно-шарошечного бурения в буровом инструменте совмещаются шарошечное долото и пневмоударник. Комбинированный режуще-шарошечный инструмент совмещает режущее и шарошечное долота. К опытно-экспериментальным способам бурения относят взрывное, плазменное, ультразвуковое бурение. сущность бурения с помощью взрывов зарядов ВВ заключается в последовательной подаче на забой скважины малых порций ВВ и их взрывании. Различают два способа взрывного бурения – ампульное (патронное) и струйное. Сущность плазменного бурения состоит в том, что между двумя электродами создается устойчивая электрическая дуга, которая выдувается из сопла с помощью сжатого воздуха и воздействует на забой скважины. В факеле разряда дуги температура достигает 6000о С а скорость истечения газов равна 2000 м/с. При воздействии плазменной струи порода плавится и частично испаряется. Образуемая скважина затем может расширяться механическим способом. Для эффективного бурения скважины необходимо обеспечить точную фиксацию расстояния между забоем скважины и срезом плазмобура (несколько миллиметров).

 

Расчет производительности буровых станков

К вспомогательным операциям при бурении скважин относят:

опускание, подъем, наращивание и разъединение бурового става;

очистку скважин от буровой мелочи;

замену породоразрушающего инструмента;

перемещение станка на новую позицию.

Для данных условий бурения и принятого типа станка что время бурения 1 м скважины и выполнения вспомогательных операций является величиной постоянной. Тогда сменная производительность бурового станка

, м (2.1)

где Тсм – продолжительность смены, ч;

Тов – соответственно продолжительность выполнения основных и вспомогательных

операций, приходящаяся на 1 п.м скважины, ч;

Ки.б – коэффициент использования сменного времени.

(2.2)

где Тп.з, Тр, Тв.п – соответственно продолжительность подготовительно-заключительных

операций, регламентированных перерывов и внеплановых простоев.

Продолжительность основных операций

, ч (2.3)

где v б – техническая скорость бурения, м/ч.

Величины Тп.з, и Тр нормируются на карьерах в зависимости от условий работы и в сумме составляют 0,5 – 1 ч. Вспомогательное время Тв определяется на соновании хронометражных наблюдений. В учебных расчетах его можно принимать соответственно 2 – 6, 2 – 5, 8 – 16 и 4 –5 мин соответственно для станков СБР, СБШ, СБУ и СБО. сменные внеплановые простои станков на карьерах находятся в пределах 1 – 1,5 ч. Кроме внутрисменных простоев имеются и целосменные простои станков (достигающие 20% годового фонда времени), вызванные ремонтами, отсутствием фронта работ, перерывами при взрывных работах, перегонами станков, и др. Поэтому на планируемый период производительность станков рассчитывается с учетом предполагаемого числа рабочих смен. Годовая производительность станка

, м (2.4)

где n см – число рабочих смен в сутки (обычно 2);

N – 280-290 число дней работы станка в году.

Рабочий парк N б.р буровых станков определенного типа зависит от запланированного объема V г.м горной массы, подлежащей обуриванию, и рассчитывается по формуле

, (2.5)

где q г.м - выход взорванной горной массы с 1 м скважины, м3.

Весьма важное значение на результаты взрыва оказывает величина W, которая зависит от диаметра скважины dc, высоты уступа h у, угла откоса уступа b у, мощности ВВ и плотности заряжания. При завышении величины W плохо прорабатывается подошва уступа, а при ее занижении энергия взрыва тратится на выброс, а не на дробление породы. В практике W=(0,6 – 1) h у. Минимальное значение W, удовлетворяющее условию безопасности обуривания уступа, определяется по формуле

 

, м (2.6)

где с=3 – минимально допустимое расстояние от оси скважины до верхней бровки уступа.

Расстояние между скважинами в ряду а и расстояние между рядами скважин b подбирается таким образом, чтобы наиболее равномерно распределить ВВ в массиве Эти величины зависят от взрываемости пород, диаметра скважин, требуемой кусковатости, высоты уступа, схемы взрывания. Их подбор осуществляется с учетом величины m=a:W, называемой коэффициентом сближения скважин, значения которого на карьерах колеблются в пределах 0,75 – 1,4. По условию дробления для легковзрываемых пород m=1,1 – 1,4 , для пород средней взрываемости m= 1 – 1,1 , для трудновзрываемых пород m= 0,75 – 1. При шахматном расположении скважин b»0,85а, при квадратном расположении b=0,85а. Взрывание скважинных зарядов может быть мгновенным и короткозамедленным. Последнее позволяет увеличить расстояние между скважинами за счет изменения направления отрыва породы от массива и более полного использования энергии взрыва, а также снизить сейсмическое действие взрыва. Интервал t замедления при короткозамедленном взрывании изменяется в пределах 5 – 250 мс. Интервал замедления при однорядном расположении скважин можно ориентировочно определить по формуле

, мс (2.7)

где Кв – коэффициент, зависящий от взрываемости породы (для трудновзрываемых пород Кв = 1,5 – 2,5, для средневзрываемых Кв=3 - 4, для легковзрываемых Кв=5 – 6 ), мс/м. При многорядном взрывании значение t увеличивается на 25%.

 

Принципы расчета скважинных зарядов

По своей конструкции заряды ВВ могут быть сплошными и сосредоточенными. Сплошной заряд, расположенный в нижней части скважины, воздействует в основном на нижнюю часть уступа. Поэтому при взрыве сплошных зарядов (особенно в крепких труднодробимых породах), образуется негабарит. Рассредоточенные заряды с воздушными промежутками, конструкция которых разработана в ИГД им. А.А.Скочинского под руководством акад. Н.В.Мельникова, позволяют улучшить дробление породы благодаря дополнительному использованию части энергии взрыва, затрачиваемой при сплошном заряде на переизмельчение породы в непосредственной близости к заряду.

Масса скважинного заряда ВВ определяется по формуле

Q з = qV п,, кг (2.8)

где q – удельный расход ВВ, кг/м3;

V п - объем породы, взрываемый зарядом, м3.

Удельный расход ВВ зависит от взрываемости пород и необходимости их дробления. На карьерах он изменяется в значительных пределах (0,15 – 0,9 кг/м3 и более). Для учебных расчетов можно воспользоваться следующими данными.

Легковзрываемые породы 0,2 – 0,4

Средневзрываемые породы 0,4 – 0,6

Трудновзрываемые породы 0,6 – 0,9

В практике масса заряда определяется по формулам:

для скважин первого ряда

Q з = qWh у а, кг (2.9)

для скважин следующих рядов

Q з = qbh у а, кг (2.10)

Для рассредоточенных зарядов масса нижней части заряда

Q з.н =(0,65 – 0,75) Q з, кг (2.11)

Длину забойки сплошного заряда можно ориентировочно определить по формуле

l заб = m W, м (2.12)

где m=0,4 – 0,7 – коэффициент забойки.

Длина воздушного промежутка

l в.п =(0,17 – 0,35) l вв, м (2.13)

где l вв – длина заряда, м

, м (2.14)

где Рвв – вместимость ВВ в 1 м скважины, кг;

Рвв=7,85 2 D , кг; dc – диаметр скважины, дм; D - плотность заряжания ВВ в скважине, кг/дм3.

Значение lвв должно удовлетворять условию

(2.15)

 

Вторичное дробление

Под вторичным дроблением горных пород понимают разрушение негабаритных кусков действием взрыва, термическими, электротермическими или механическими способами.

Метод накладных зарядов применяется при хрупких и легкодробимых породах и небольшом объеме работ, когда затраты на повышенный расход ВВ (2 – 2,5 кг/м3) меньше затрат на бурение шпуров. Накладной заряд толщиной h з=4-5 см располагают на поверхности негабарита и прикрывают слоем глины или песка толщиной h заб ³ h з. для повышения эффективности накладных зарядов используют специальные заряды мощных ВВ с кумулятивной выемкой, которые позволяют снизить расход ВВ в 5 – 7 раз.

При шпуровых зарядах диаметр шпура составляет 25 – 60 мм а глубина шпуров h ш=(0,25 – 0,5)h н, где h н – толщина негабарита). Удельный расход ВВ составляет 0,1 – 0,3 кг/м3. Для бурения шпуров используются ручные и колонковые перфораторы. Для уменьшения разлета кусков и расхода ВВ в шпуры помещают малые заряды высокобризантного ВВ (заряды в 8-12 раз меньше, чем обычные) и заполняют их жидкостью (гидрозабойка).

Механический способ дробления негабарита основан на использовании силы тяжести падающего груза массой 1,5 – 5 т, который подвешивается к канату крана или экскаватора. Груз имеет форму шара или цилиндра. Эффективность дробления повышается при направленных ударах с помощью специальных бутобоев.

Термические и электротермические способы дробления негабаритов основаны на местном нагреве негабаритных кусков с использованием различных источников тепла (реактивные горелки, электрическая дуга, и т.д). На карьерах применяется низкочастотный нагрев токами промышленной частоты при низком напряжении.