«ТЕХНОЛОГИЯ И БЕЗОПАСНОСТЬ ВЗРЫВНЫХ РАБОТ ТЕХНОЛОГИЯ И БЕЗОПАСНОСТЬ ВЗРЫВНЫХ РАБОТ ...»
-- [ Страница 2 ] --
V – практически монолитные (исключительно крупноблочные). Породы, встречающиеся на месторождениях полезных ископаемых, отлича ются друг от друга средним диаметром отдельностей (от 0,1 до 1,5 м и более). В этой классификации было также определено содержа ние в массиве отдельностей размером +300, +700 и +1000 мм. Клас сификация из-за сравнительной простоты нашла широкое приме нение на горных предприятиях при ведении буровзрывных работ.
В дальнейшем классификация была усовершенствована Б.Н. Кутузовым [3], распределившим породы месторождения на 10 классов в зависимости от расстояния между естественными трещинами всех систем в массиве*. Основным отличием этой * Классификация рекомендована Междуведомственной комиссией по взрыв ному делу (МКВД) к практическому использованию при ведении БВР на горных предприятиях.
классификации от предшествующей было то, что для каждой категории пород, на основании обобщенного опыта эксплуата ции месторождений, определен оптимальный удельный расход ВВ, при котором в процессе многорядного взрывания зарядов в стандартных условиях «достигаются наименьшие затраты тру да и материальных средств на выемку 1 м3 взорванной горной массы». Этот удельный расход ВВ является объективной харак теристикой, интегрально учитывающей свойства пород в разру шаемом массиве.
Под стандартными условиями взрывания скважинных зарядов в современных карьерах принимаются: высота уступа – 15 м, угол откоса уступа – 60–75о, диаметр скважинных зарядов – 0,250 м, за ряжание скважин производится эмульсионными ВВ, число рядов скважин – 4–6. Применяется диагональная схема взрывания с ис пользованием неэлектрических систем инициирования (НСИ) с ин тервалами 42 мс в скважинах первого и последующих рядов. Отра ботка взорванной горной массы производится экскаватором ЭКГ 8И.
От качества дробления пород в первую очередь зависит про изводительность экскаватора и всех последующих процессов, поэтому определим необходимый и достаточный средний раз мер куска взорванной горной массы. В соответствии с иссле дованиями, приведенными большим числом институтов и орга низаций, было установлено, что в различных горнотехнических условиях оптимальный размер куска взорванной горной массы для производительной работы экскаватора определяется общей зависимостью [4] diэ 0,15 3 E n K1 K 2 K t, (6) где diэ – оптимальный диаметр среднего куска взорванной горной массы для производительной работы экскаватора, м;
Е – вместимость ковша экскаватора, м3;
n – коэффициент, учитывающий плотность пород;
K1 – коэффициент, учитывающий тип экскаватора и категорию трещиноватости пород в разрушаемом массиве;
K2 – коэффициент, учитывающий технологическую схему рабо ты карьера;
Kt – коэффициент, учитывающий влияние отрицательных тем ператур на оптимальный размер куска взорванной горной массы.
Для экскаватора ЭКГ-8И при нормальных (комфортных) тем пературах с учетом коэффициентов для различных категорий по род по трещиноватости рассчитаны оптимальные размеры диаме тра среднего куска взорванной горной массы:
I категория...................................................0,19 м II категория..................................................0,24 м III категория................................................0,27 м IV категория................................................0,32 м V категория.................................................0,40 м Учитывая большую востребованность классификации В.К. Рубцова [2], для практических расчетов в нее дополнительно были введены ве личины удельного расхода ВВ и достигаемый при этом размер диаме тра среднего куска взорванной горной массы. При этих условиях обе спечивается оптимальная производительность экскаватора ЭКГ-8И.
В соответствии со средним диаметром отдельности породы до взрыва и рекомендуемым удельным расходом ВВ, при котором до стигается высокое качество дробления для последующей экскава ции, определим значение коэффициента (м3/кг) 1 d ln (7) qi di и рассчитаем параметры буровзрывных работ для оптимальной сте пени дробления пород различных категорий трещиноватости для экскаватора ЭКГ-8И (табл. 1). Данные действительны для взрывания уступов высотой 15 м скважинными зарядами диаметром 0,250 м.
Как видно из данных, представленных в табл. 2, расчетные и применяемые на карьерах параметры БВР достаточно близко совпа дают, что подтверждает правильность установленной зависимости и возможность использования ее и классификаций пород по трещи новатости и взрываемости для подобных расчетов.
Литература 1. Рождественский В.Н. Прогнозирование качества дробления трещиноватых горных массивов при многорядном взрывании зарядов // сб. «Технология и безопас ность взрывных работ» / В.Н. Рождественский/ – Екатеринбург: ИГД УрО РАН, 2012. – С. 38–43.
2. Временная классификация горных пород по степени трещиноватости в мас сиве. (Применительно к взрывной отбойке на карьерах): Вып. В-199 / ИГД АН СССР. – М.: Межведомственная комиссия по взрывному делу, 1968. – 19 с.
3. Кутузов Б.Н. Разрушение горных пород взрывом: ч. 2 Взрывные технологии в промышленности: учебник для вузов / Б.Н. Кутузов. – 3-е изд.. перераб. и доп. – М.: Изд-во МГГУ, 1994. – 448 с.
4. Беляков Ю.И. Проектирование экскаваторных работ / Ю. И. Беляков. – М.:
Недра, 1983. – 439 с.
Таблица Расширенная классификация пород по трещиноватости и взрываемости с учетом оптимальной степени дробления Категория Удельная Макси- Оптимальный диа Содержание в массиве Удельный расход ВВ для качественного пород по трещино- мальный метр куска взорванной отдельностей с размерами, % дробления, кг/м трещино- ватость, диаметр массы для экскаватора ватости м–1 отдельности, м ЭКГ-8И, м +300 мм +700 мм +1000 мм граммонита 78/21 эмульсионных ВВ I 10 0,2 До 10 0 Нет 0,18 0,22 0, II 2–10 0,5 10–70 До 30 До 5 0,38 0,46 0, III 1–2 1,0 70–100 30–80 5–40 1,1 1,32 0, IV 1,0–0,65 1,5 100 80–100 40–100 1,68 2,02 0, V 0,65 2,0 100 100 100 2,03 2,54 0, Таблица Расчетные и применяемые параметры БВР на карьерах Расстояние между скважинами, м Зависимость изменения диаме- Удельный расход Категория пород по тра среднего куска от удельного Высота заряда, м эмульсионных ВВ, трещиноватости в ряду между рядами расхода ВВ кг/м I Минимальный удельный расход, обеспечение проработки подошвы II 7 7–8 7 –8 0, 0,5ехр(–1,60qi) 6–8 7–8 7 –8 0,3 – 0, II 10 6, 0 6, 0 1, 1,0ехр(–0,99qi) 8 –10 6, 0 – 6,5 6, 0 – 6,5 1, 2 –1, IV 12 5, 0 5, 0 2, 1,5ехр(–0,76qi) 10 –12 5, 0 – 5,5 5, 0 – 5,5 1, 6 – 2, V 13 4, 6 4, 6 2, 2,0ехр(–0,68qi) 12 –14 4,5 – 5, 0 4,5 – 5, 0 2, 2 – 2, Примечание: в числителе расчетные, в знаменателе применяемые параметры БВР.
УДК 622. ОПРЕДЕЛЕНИЕ ЗАТРАТ ЭНЕРГИИ ДЛЯ ОБЕСПЕЧЕНИЯ ЗАДАННОЙ СТЕПЕНИ ДРОБЛЕНИЯ ПОРОД П.С. Симонов В настоящее время определение проектного удельного расхода взрывчатых веществ осуществляется по методикам, учитывающим требуемую степень дробления пород и целый ряд поправочных ко эффициентов, характеризующих условия взрывания зарядов.
Выполним расчет проектного расхода ВВ при взрывании из вестняков с коэффициентом крепости f = 8 (III категория трещинова тости – средний диаметр естественной отдельности De = 0,75 м) для условий Агаповского месторождения известняков (высота уступа H = 10 м, ВВ – граммонит 79/21, скважины вертикальные, диаметр долота 244,5 мм, взрывание производится на свободный откос).
На рис. 1 представлены результаты расчета проектного удель ного расхода взрывчатых веществ по методикам В.В. Ржевского и Гипроруды. Из графиков видно, что расчет дает различные результа ты, причем с увеличением требуемой степени взрывного дробления пород проектный удельный расход по методике В.В. Ржевского рас тет быстрее, чем по методике Гипроруды. Разница же между значе ниями удельного расхода при требуемой степени i 2,5 – более 25 %.
Проектный удельный расход, кг/м По методике В.В. Ржевского По методике Гипроруды Cтепень взрывного дробления, м3/м Рис. 1. Зависимость проектного удельного расхода ВВ от требуемой степени дробления Объемная энергоемкость разрушения, МДж/кг Cтепень дробления, м3/м Рис. 2. Зависимость объемной энергоемкости разрушения от степени дробления Неоднозначность оценки проектного удельного расхода от ка чества взрывного дробления требует от горных предприятий про ведения дополнительных исследований и уточнения зависимости qпр = f(i). Для этого необходимо прежде всего определять природ ную разрушаемость горных пород, не зависящую от технологии производства взрывных работ, т. е. трещиноватость и дробимость взрываемого массива.
Оценка дробимости известняков Агаповского месторождения производилась в лаборатории на вертикальном копре. Масса груза 10 кг, высота падения груза 0,4–0,8 м. Образцы представляли собой кусочки известняка массой 50–150 г, плотность известняка прини малась равной 2650 кг/м3. После разрушения кусков производился ситовой анализ дробленого продукта на ситах с отверстиями разме ром 30, 20, 10, 7, 5, 3, 2, 1, 0,5 и 0,25 мм.
В результате проведенных исследований получена зависимость объемной энергоемкости разрушения от степени дробления (рис. 2).
Полученная кривая в первом приближении аппроксимируется уравнением прямой Q 0,7276i 0, 4910, V Q – объемная энергоемкость разрушения, МДж/м3;
где V i – степень дробления, м3/м3.
Очевидно, что если обобщать полученные результаты для рас чета энергии дробления других пород, можно получить универсаль ную формулу Q = (Ai + B)V, (1) где А и В – коэффициенты, зависящие от свойств горных пород.
Так как процесс дробления пород связан с вновь образую щейся поверхностью, формула (1) обобщает гипотезы дробления В.Л. Кирпичева и П.Р. Риттингера.
По данным лабораторных исследований дробимости образцов горных пород неправильной формы, а также основываясь на анало гии результатов разрушения горных пород ударом и взрывом, опре делен удельный расход взрывчатого вещества, обеспечивающий требуемую степень дробления для известняков Агаповского место рождения. Для граммонита 79/21 с удельной теплотой взрыва, рав ной 4291 кДж/кг, зависимость удельного расхода ВВ от требуемой степени дробления примет вид qпр = 0,1696i + 0,1144.
Полученный в результате лабораторных исследований удель ный расход ВВ хорошо согласуется с величиной удельного расхо да, рассчитанной по методике В.В. Ржевского (рис. 3).
по лабораторным Проектный удельный расход, кг/м исследованиям в промышленных условиях по методике В.В. Ржевского по методике Гипроруды Cтепень взрывного дробления, м3/м Рис. 3. Зависимость проектного удельного расхода ВВ от требуемой степени дробления Однако удельный расход ВВ, помимо свойств пород и теплоты взрыва, зависит от ряда факторов, определяющих условия взрыва ния, – наличия свободных поверхностей (типа вруба), ступеней за медления и пр. Поэтому удельный расход, рассчитанный по резуль татам исследования пород на дробимость, показывает лишь тенден цию изменения удельного расхода ВВ при изменении требуемой степени дробления.
В этой связи необходимо определять степень дробления пород после контрольного взрыва и проводить расчет по формуле q = qк + 0,1696 (i – iк), где qк – фактический удельный расход ВВ при контрольном взры ве, кг/м3;
iк – степень дробления пород при контрольном взрыве;
i – требуемая степень дробления.
Исследованием промышленных взрывов при применении грам монита 79/21 установлено, что максимально возможная степень дробления, достигаемая увеличением удельного расхода граммо нита 79/21 в условиях Агаповского месторождения, составляет imax = 2,1 при q = 0,61 кг/м3. Дальнейшее увеличение удельного рас хода ВВ не приводит к повышению степени дробления, а лишь уве личивает разлет и развал взорванной породы. Для большего повы шения степени дробления необходимо изменять технологию буров зрывных работ – тип применяемого ВВ, диаметр скважин, схемы взрывания и пр.
УДК 622.233/. ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЕ АСПЕКТЫ БУРОВЗРЫВНОЙ ПОДГОТОВКИ ПРИ КОМПЛЕКСНОМ ИЗВЛЕЧЕНИИ СЫРЬЯ В.Д. Кантемиров Инновационное развитие горнодобывающих предприятий пред полагает в том числе расширение номенклатуры выпускаемых из делий за счет широкого вовлечения в производство сопутствую щих ценных пород и создания на их базе новых видов производств.
Освоение новой продукции может способствовать разработке в одном карьерном пространстве нескольких видов сырья, отличаю щегося предъявляемыми к нему исходными требованиями, связан ными с различными подходами к буровзрывной подготовке.
Выпуск высококачественного щебня из вскрышных пород на действующих рудных карьерах становится все более популярным и востребованным способом повышения эффективности предприя тий. При изготовлении кубовидного щебня требуется максимально возможное сохранение прочности исходного материала для повы шения качества продукции.
Одним из направлений сокращения затрат на производство щеб ня и повышения его качества является сокращение стадий дробле ния за счет усиленного взрывного рыхления пород в карьере. Для производства щебня, как правило, используют три стадии дробле ния: 1) крупное – исходный кусок до 10001300 мм, кусок на вы ходе 100350 мм;
2) среднее – исходный кусок 100350 мм, кусок на выходе 30100 мм;
3) мелкое – исходный кусок 30100 мм, ку сок на выходе 530 мм. В схемах производства кубовидного щеб ня иногда используют четвертую стадию додрабливания материа ла в дробилках-кубизаторах типа ДЦ-1,6, ДЦ-1,25 или Титан Д-125, Д-160, Д-250 (российского производства).
Наиболее энергоемкой и затратной является стадия крупного дробления, капитальные затраты на которое составляют 30–50 % от общих затрат, а эксплуатационные могут превышать 85 % [1].
Удельные энергозатраты на крупное дробление достигают 0,3– 0,5 кВтч/т. Крупность кусков питания в значительной степени опре деляет производительность дробильных установок. Производи тельность экскаваторов также напрямую зависит от качества бу ровзрывной подготовки массива. С увеличением степени дробле ния и коэффициента разрыхления горной массы в забое сокращает ся удельное сопротивление пород копанию и возрастает эффектив ность работы экскаваторов.
Более качественная буровзрывная подготовка пород за счет уси ленного рыхления позволит полностью или частично исключить стадию крупного дробления при изготовлении щебня. Для обеспе чения в карьере усиленного рыхления массива необходимо скор ректировать параметры буровзрывных работ с соблюдением следу ющих требований [2, 3, 4]:
1) диаметр скважин (D) не должен превышать 160 мм;
2) расчетная линия сопротивления по подошве (W) относитель но диаметра скважин не должна превышать значений W0 24 27D;
3) расстояние между скважинами a 27 31D;
4) коэффициент сближения скважин m0 = a/W = 1,15;
5) перебур скважины (Lп) не должен превышать значений 810D;
6) форма сетки расположения скважин – шахматная равносто ронняя;
7) взрывание многорядное (свыше трех рядов);
8) размещение заряда по высоте – равномерное (за счет созда ния по длине заряда воздушных или иных промежутков).
Для конкретного предприятия эти параметры уточняются в про екте БВР. Перечисленные требования основаны на результатах мно гочисленных исследований и практике горных работ. Так, изучение кусковатости по высоте развала на карьерах показало, что диаметр среднего куска на уровне заряда составляет 100–150 мм, а на уров не забойки 300–500 мм, что указывает на необходимость рассредо точения заряда по высоте скважины. Большое влияние на качество взрыва оказывает четкое соблюдение сетки расположения скважин.
Отклонение от среднего размера сетки (а), достигающее ±5D, уве личивает выход негабарита в
(1 + а/а) раз [3].
Влияние основных параметров взрывания на регулирование степени дробления разделяют по значимости на 2 группы:
1) расчетный удельный расход ВВ, диаметр заряда, размер и сетка расположения зарядов – регулируется от 10 до 100 % сокра щения выхода крупных кусков и негабаритов;
2) тип ВВ, конструкция зарядов и их длина, число рядов, высота уступа, последовательность взрывания, схема и интервал замедле ния, качество забойки, направление инициирования – регулирует ся от 1 до 10 % сокращения выхода крупных кусков и негабаритов.
С увеличением диаметра заряда процент выхода крупных фрак ций увеличивается. На открытых горных работах в крупноблочных массивах V категории рекомендуется принимать диаметр зарядов 100–160 мм. В крепких породах оправдано использование более мощных ВВ, улучшающих качество дробления, таких как: аквато лы М-15, 65/35С, МГ, АВ;
гранулиты АС-8, АС-4, С-2,М;
граммо ниты, алюмотол, гранулотол, граммоналы А-45, А-50, игданит и др.
Указанные мероприятия особенно эффективны при разработке крепких пород (гранитов, базальтов, габбро и др.), подходящих для производства высококачественного кубовидного щебня I, II катего рии по ГОСТ 8267–93.
Таким образом, существует технологическая и техническая воз можность усиленного взрывного рыхления пород в карьере перед подачей их на следующие стадии переработки. Особенно востребо вана эта технология для небольших предприятий (с объемами до бычи в 11,5 млн м3), а также при попутном производстве щебня, т. к. позволяет исключить крупную стадию дробления сырья, значи тельно сократить капитальные и эксплуатационные расходы и тем самым поднять эффективность предприятия.
Негативным фактором при реализации усиленного взрывного рыхления пород является увеличение затрат на работы по бурению, заряжанию и взрыванию скважин. Для оценки влияния параметров БВР (удельного расхода ВВ, расстояния между скважинами и др.) на экономические показатели выполнены расчеты с использовани ем данных предприятий и специально разработанных программ для ЭВМ, некоторые результаты которых представлены на рис. 1 и 2.
Результаты расчетов свидетельствуют о росте себестоимости БВР при переходе на усиление взрывного рыхления пород, что мо жет оказаться неприемлемым для крупных карьеров из-за увеличе ния затрат и усложнения организации работ. Однако для неболь ших предприятий экономия от сокращения затрат на экскавацию и дробление позволит получать стабильный экономический эффект.
При комплексной разработке месторождений может возникнуть необходимость максимально уберечь от негативного воздействия БВР в массиве природные свойства одного из видов сырья. В каче стве примера можно рассмотреть планируемую отработку Ельнич ного месторождения магнезита (ОАО «Комбинат Магнезит»). Кро ме магнезита марок ММШ, ММИ, ММП и вмещающих пород в со ставе доломитов Северо-восточный борт предполагаемого карье ра граничит с Бердяушским массивом высококачественных грани Рис. 1. Зависимость объемов буровых работ и удельных эксплуатационных издер жек на БВР от расстояния между скважинами Рис. 2. Зависимость удельных эксплуатационных расходов на БВР от удельного расхода ВВ тов типа Карельских рапакиви. Общая площадь гранитного масси ва – 35 км2, он простирается на 9–10 км в длину и 3–4 км в ширину, разведанная глубина – около 200 м. Геологические изыскания сви детельствуют о пригодности массива с глубин 5060 м для добы чи гранитных блоков. Однако добыча в карьере магнезита сопрово ждается интенсивным сейсмическим воздействием от буровзрыв ных работ, которое способствует разрушению гранитного массива и его непригодности для производства блоков.
Выход может быть найден с помощью специальных техниче ских и технологических решений, таких как:
– организация специализированных участков по добыче второ го вида сырья в пределах действующего карьера и качественная до разведка сопутствующего сырья;
– использование сейсмических экранов (щели предваритель ного откола) для защиты специализированного участка по добыче блочного камня от сейсмического воздействия взрывных работ;
– опережающая выемка вмещающих пород;
– использование буровых станков с меньшим диаметром доло та (105160 мм);
– сокращение количества одновременно взрываемых скважин на одну ступень замедления за счет применения специальных схем взрывания;
– использование шпуровой отбойки при добыче магнезита в приконтактной зоне с гранитным массивом, а также для уборки верхнего слоя выветрелых гранитов;
– использование защитных целиков.
Для комплексного освоения Ельничного месторождения пред ложено вовлечь в разработку дополнительные объемы гранитных пород за счет прирезки Северо-восточного борта карьера в объе ме 7005 тыс. м3 и организации двух специализированных участков:
по разработке гранита на кубовидный щебень, соответствующий ГОСТ 8267–93, и по добыче гранитных блоков, соответствующих ГОСТ 9479–98.
Граниты в объеме 8385 тыс. м3 (22 640 тыс. т) предусмотрено использовать для производства кубовидного щебня на полустаци онарной дробильно-сортировочной установке (ДСУ) с использова нием на последней стадии специальной дробилки кубизатора про изводства ОАО «Уралмаш» – типа КМД-1750Гр-Д. При исходной горной массе 350 тыс. м3/год объем производства товарного щебня составит до 730 тыс. т/год. При этом срок службы карьера возрас тет с 7 до 25 лет, а средний коэффициент вскрыши (в отвал) умень шится с 5,07 м3/т до 0,38 м3/т.
Кроме того, в карьере предложено организовать три взаимодей ствующих друг с другом участка добычи:
– магнезита – 300 тыс. т/год (103 тыс. м3/год), вмещающих по род – 1350 тыс. м3/год, срок службы участка – 7 лет;
– гранита на щебень – 350 тыс. м3/год, срок службы участка
25 лет;
– гранита на блоки по 25–30 тыс. м3/год, срок службы участка 10–12 лет, с начала эксплуатации карьера – 14–16 лет.
Наиболее сложной задачей является предохранение гранитного массива от БВР. Участок по добыче гранитных блоков предполага ется оконтуривать отрезными щелями по периметру границы участ ка. Длина отрезной щели должна быть на 10–15 м больше, чем про тяженность охраняемого участка. Устройство отрезной щели про изводится по известной технологии: по контуру охраняемого участ ка забуривается ряд сближенных скважин, которые заряжаются либо гирляндными зарядами, сформированными из патронирован ного ВВ – аммонита 6ЖВ, либо специальными гирляндовыми за рядами типа ЗКВГ-40 и ЗКВГ-60. При этом глубина отрезной щели должна быть в 1,31,7 раза превышать длину взрывных скважин.
Экспериментальные исследования на карьере «Мурунтау» (Узбе кистан) [5] показали, что наиболее эффективным способом защи ты массива от сейсмического воздействия взрыва является сочета ние отрезной щели со слоем взорванный горной массы, его эффек тивность в 1,21,7 раза превышает эффективность щели.
Разрушения массива не происходит при скорости смещения грунта (v) до 20 см/с, а при значениях v от 20 до 50 см/с возможны незначитель ные разрушения с развитием уже существующих трещин [6].
Если задана допустимая скорость колебания грунта (vд), то сейс мобезопасную массу заряда (Qб) можно найти по формуле [7] v 1 Qб д r, K где K – коэффициент, характеризующий удельный сейсмический эффект (коэффициент сейсмичности);
– коэффициент, учитывающий степень экранизации сейсми ческих волн, при взрывании без сейсмического экрана, = 1;
r – расстояние до предохраняемого объекта, м.
На рис. 3 представлены расчетные допустимые массы еди ничного взрываемого заряда (на одну группу замедления) в зави симости от расстояния между взрываемым блоком и охраняемым Рис. 3. Зависимость допустимой массы единичного заряда от расстояния между взрываемым блоком и охраняемым массивом для заданной скорости смещения грунта vд – 1050 см/с массивом для заданной допустимой скорости смещения грунта vд (1050 см/с) и условий Ельничного карьера.
Подготовку горной массы к выемке на пусковом комплексе Ель ничного карьера планируется производить буровзрывным способом.
Бурение шпуров 32 мм – гидравлическими станками типа Sandvik DC300R, Sandvik DQ100 (Liner 100) (Швеция), которые впоследствии будут использованы на добыче блоков, глубина шпуров 4,55,5 м.
Шпуры заряжаются зарядами мягкого взрывания типа ЗМВ-10-3 про изводства завода ФГУП «Искра» (г. Новосибирск). Выемка горной мас сы производится экскаватором с погрузкой горной массы в технологи ческий автотранспорт, при необходимости производится рыхление по род бульдозером типа ДЗ-94С (на базе трактора Т-330). Горная масса вывозится на дробильно-сортировочную установку.
Добычу гранитных блоков предполагается вести по комбини рованной технологии – буровзрывной и клиновой. Принята двуста дийная технологическая схема, включающей отделение монолитов свыше 8 м3 (буровзрывным шпуровым способом), завалку их на по дошву уступа и последующую разделку на товарные блоки (меха низированным буроклиновым способом). Планируемый средний выход блоков II–IV категории до 20 %. Высота уступов для добычи блоков 6–7 м с подуступами высотой 3–3,5 м.
Таким образом, реализация инновационных технологических подходов к буровзрывным работам в карьерах может поднять уро вень и эффективность комплексного освоения недр.
Литература 1. Козин В.З. Исследование руд на обогатимость. – Екатеринбург: Изд-во УГГУ, 2009. – 380 с.
2. Влияние дробления пород на эффективность технологических процессов открытой разработки // М.Ф. Друкованый, Б.Н. Тартаковский, В.С. Вишняков, Э.И. Ефремов– Киев: Наук. думка, 1974. – 268 с.
3. Михайлов А.Г. Проектирование параметров взрывных работ на карьерах. – Якутск: ЯФ Изд-ва СО РАН, 2002. – 268 с.
4. Комащенко В.И., Носков В.Ф., Лебедев Ю.А. Буровзрывные работы: учеб ник для вузов. – М.: Недра, 1995. – 413 с.
5. Мосинец В.Н., Рубцов В.К. Уменьшение вредного воздействия массовых взрывов на приконтурную зону карьера «Мурунтау». – Горный журнал. – 2002. – Специальный выпуск. – С. 100–104.
6. Методы ведения взрывных работ. Специальные взрывные работы: учеб. по собие / под ред. проф. В.А. Белина. – М.: Издательство Московского государствен ного горного университета, 2007. – 563 с.
7. Методические указания по проектированию и производству массовых взрывов при возведении подземных сооружений // Ю.А. Епимахов, В.В. Гущин, Г.Н. Сиротюк и др. – Апатиты: Издательство КНЦ АН СССР, 1990.
УДК 622.062:622.235. ИСПОЛЬЗОВАНИЕ РАЗУПРОЧНЯЮЩЕГО ЗАРЯДА В КОМПЕНСАЦИОННОЙ СКВАЖИНЕ КАК СПОСОБ ПОВЫШЕНИЯ КОЭФФИЦИЕНТА ИСПОЛЬЗОВАНИЯ ШПУРА ПРИ ПРОХОДКЕ ВЫРАБОТОК ДЛИННЫМИ ЗАХОДКАМИ В МЯГКИХ И ВЯЗКИХ ПОРОДАХ В.М. Доильницын, Ю.В. Ковтун Проходка горных выработок в мягких и вязких породах имеет свои особенности. Мягкие породы легче бурятся, но хуже взрываются. С ис пользованием современных буровых установок не составляет слож ности быстро обурить забой на глубину 6 и более метров. Основной проблемой становится гарантия качественного взрывания. При этом, чем больше длина заходки, тем выше должен быть коэффициент ис пользования шпура (КИШ), являющийся основным показателем каче ства взрыва. В справочной литературе удовлетворительным считается КИШ, равный 0,82–0,85. Но при длине заходки – 6,5 м и КИШ – 0, глубина «стаканов» становится недопустимо высокой – до 1 м, что при водит к сбою цикличности работ, увеличивается заколообразование, а значит, и уровень опасности, возрастают трудозатраты на выравнива ние груди забоя. Таким образом, проходка забоя длинными (более 6 м) заходками становится эффективной только при гарантированно высо ком, приближающемся к 0,98 КИШ.
Не требует доказательств, что высокое значение коэффициен та в целом по забою невозможно без максимально высокого КИШ в зоне комплекта врубовых шпуров, где в идеале он должен быть равен 1. Добиться последнего возможно только за счет соблюде ния отработанных и проверенных практикой параметров БВР. Без условно, каждое горное предприятие, осуществляющее проход ку горных выработок, имеет собственные наработки, максимально учитывающие особенности и свойства горных пород, а также ха рактеристики используемого горнопроходческого оборудования.
Именно с учетом этих особенностей рассчитываются параметры буровзрывных работ и разрабатываются паспорта БВР. Для длин ных заходок и особенно для врубовых зарядов, работа которых про исходит на одну свободную поверхность в условиях максимально го зажима, практическое соблюдение расчетных параметров крайне важно, но и реализовать их становится сложно. В первую очередь это вызвано сложностью обеспечить точность бурения комплекта длинных врубовых шпуров. Не ставя под сомнение правильность существующих на горном предприятии параметров паспортов БВР (тип ВВ, плотность заряжания, расстояние между шпурами, объем компенсации и т. д.), предлагается к рассмотрению один из возмож ных способов повышения КИШ для врубового комплекта шпуров.
Как правило, для мягких и вязких пород для обеспечения удо влетворительных результатов взрывания бурится комплект ком пенсационных скважин большого диаметра. В некоторых случаях это единственный способ поддержания высокого КИШ для длин ных заходок. Но чем длиннее заходка и чем больше компенсаци онных скважин, тем выше вероятность отклонения врубовых шпу ров от заданного направления. Особенно это проявляется при пред варительном обуривании компенсационных скважин другим типом оборудования. В случае когда первый врубовый шпур отдаляется от компенсационной скважины, результаты взрыва резко ухудшаются.
Сгладить этот негативный фактор предлагается за счет предвари тельного разрушения породных перемычек между компенсацион ными скважинами взрывом малого разупрочняющего заряда, раз мещаемого в центральную компенсационную скважину.
Для наглядности рассмотрим данный способ на примере вруба с шестью компенсационными скважинами, применяемого на пред приятии ОАО «КНАУФ ГИПС Новомосковск» (рисунок).
Вруб на предприятии ООО «КНАУФ ГИПС Новомосковск»:
а – традиционная схема взрывания;
б – предлагаемая схема;
0 – разупрочняющий заряд;
1–4 – врубовые шпуры диаметр – 43 мм;
А0, В3, С1, Д2, Е4 – разрушаемые зоны при взрыве соответствующих зарядов;
жел тым цветом обозначены зоны разрушения При взрыве разупрочняющего заряда (0) произойдет разру шение породных межскважинных перемычек, что, в свою оче редь, вызовет резкое увеличение площади свободной поверхно сти и компенсационного объема в самой зажатой и потому труд норазрушаемой зоне (А0) в центре вруба. Данное действие обе спечит улучшение работы первых врубовых зарядов (1, 2) в гру ди забоя, а значит, и увеличит КИШ в зоне вруба. Учитывая зна чительный диаметр компенсационной скважины (270 мм) по от ношению к диаметру и навеске разупрочняющего заряда (патро ны аммонита № 6ЖВ – 32 мм), работу последнего можно оце нивать как работу наружного (накладного) заряда. Его действие будет локализовано окружающими компенсационными скважи нами и не окажет негативного влияния на прилегающие шпуро вые заряды. Интервал замедления между взрывом разупрочня ющего заряда (0) и первого шпурового заряда (1) должен быть достаточным для смещения и выброса раздробленной породы из компенсационных скважин. Форма разупрочняющего заряда может быть как специальной, так и произвольной, сформиро ванной на месте заряжания, например из 3–5 патронов малого диаметра в полиэтиленовом пакете. Обязательное условие – до сылка заряда до груди забоя скважины. Проверить эффектив ность работы разупрочняющего заряда, уточнить его навеску, конструкцию, способ установки для конкретных условий не сложно, т. к. все можно дорабатывать и оценивать визуально в натурных условиях в процессе опытных взрываний.
Выводы 1. Применение разупрочняющего заряда, взрываемого первым в забое компенсационной скважины, не противоречит правилам ве дения взрывных работ. Заряд прост в исполнении и способен улуч шить КИШ при проходке горных выработок.
2. Параметры разупрочняющего заряда (навеска, форма, способ размещения) должны быть экспериментально отработаны с учетом конкретных особенностей и условий взрывания.
УДК 622.023: АКУСТИЧЕСКИЕ ИССЛЕДОВАНИЯ СОСТОЯНИЯ И СВОЙСТВ ГОРНЫХ ПОРОД И МАССИВОВ* О.Г. Латышев, К.С. Мартюшов, К.А. Карасев, В.В. Соколов, О.О. Анохина Эффективным средством изучения свойств и состоя ния массивов горных пород является скважинный акустиче ский каротаж. В частности, такие исследования проведены при инженерно-геологическом изучении Юбилейного месторождения (Башкортостан) [1]. Получены подробные данные по скорости рас пространения продольной упругой волны по профилю разведочных скважин. Ранее на основе установленных корреляционных связей была разработана методика косвенного определения свойств гор ных пород, где в качестве критерия также был использован показа тель скорости продольной волны [2]. Однако свойства, между кото рыми найдены взаимосвязи, определялись на образцах в виде кер нов, извлекаемых их разведочных скважин. При извлечении эти об разцы разгружались. Тогда для корректного использования уста новленных зависимостей необходимо исследовать и в дальнейшем учитывать влияние напряжений массива на свойства горных пород.
Изменение свойств пород под действием горного давления, свя занного с увеличением глубины отработки месторождений, обуслов лено изменением структуры пород. С одной стороны, действие горно го давления заключается в уменьшении пористости, увеличении пло щади контактов минеральных зерен, залечивании микротрещин и дру гих дефектов структуры, что сопровождается увеличением прочности и упругости горных пород. С другой стороны, при превышении преде ла упругости данной породы возникает пластическая деформация, со провождающаяся зарождением и ростом трещин, их объединение в ло кальные очаги нарушений, которые в конечном итоге приводят к разру шению пород – образованию зон дробления. В таких зонах (они на ме сторождении определены) скорость волны падает практически до нуля и УЗК-каротаж полезной информации не несет. Поэтому задачей дан ных исследований является изучение влияния горного давления в пре делах упругости горных пород.
С этой целью проведена серия экспериментальных исследований.
Образцы горных пород ступенчато нагружались на прессе с параллель *
Работа выполнена в рамках реализации ФЦП «Научные и научно педагогические кадры инновационной России на 2009–2012 гг.»
Рис. 1. Типичный график деформации горной породы ным замером их деформации и скорости продольной упругой волны.
Типичный график деформации горных пород представлен на рис. 1, где четко выделяются зоны упругой и пластической деформации. Причем график упругой деформации имеет положительную кривизну, что сви детельствует об уплотнении породы на данном этапе.
При анализе закономерностей изменения скорости упругой вол ны в ходе нагружения пород установлено следующее. На началь ном этапе наблюдается резкое возрастание скорости волны, что об условлено смыканием трещин и уплотнением горной породы. При дальнейшем росте нагрузки начинаются процессы зарождения и развития трещин, сопровождающиеся разуплотнением (дилатан сией) пород. На величину скорости волны действуют два разнона правленных фактора: увеличение трещиноватости и продолжаю щееся смыкание ранее существовавших трещин. В зависимости от того, какой фактор будет на данном этапе преобладать, скорость волны может возрастать или уменьшаться. Но в любом случае это изменение будет незначительным в силу взаимного погашения ре зультатов действия этих двух тенденций. Наконец, при нагрузках, близких к предельным, активно формируются очаги разрушения, и скорость упругой волны в горной породе снижается. Эти три этапа нагружения отчетливо проявляются на графике (рис. 2). Такая ста дийность процесса подтверждается исследованиями акустической эмиссии горных пород в процессе их нагружения и деформации [3].
Различные образцы исследованных пород имеют свои значения по казателя скорости волны. Для установления общей закономерности все Рис. 2. Приращение скорости упругой волны в ходе нагружения образца напряжения были приведены к относительной величине /сж·100 %, т. е. к доле напряжений от прочности породы при сжатии (рис. 3).
Анализ графиков показывает, что при различном поведении по род за пределом зоны упругости в начальной части нагружения гра фики практически совпадают. Темп приращения скорости упругой волны в зоне упругости может быть описан уравнением С = С/С0 · 100 % = 0,25(/сж · 100 %).
Рис. 3. Изменение скорости волны при нагружении горных пород Полученные результаты могут быть использованы при анали зе акустических каротажных диаграмм, т. е. результатов определе ния скорости упругой волны в массиве См. По установленным урав нениям связи [2] оцениваются свойства массива в естественном напряженном состоянии. Однако при вскрытии породного масси ва выработками горные породы разгружаются. Тогда для прогноза свойств пород в разгруженном состоянии в полученные уравнения связи следует вводить поправку в виде Ср = С/(1 + С).
Литература 1. Прогноз устойчивости вертикальных горных выработок по материалам инженерно-геологических изысканий / О.М. Гуман и др. // Геориск. – 2009. – № 4. – С. 46–49.
2. Латышев О.Г. Информационное обеспечение проектирования процессов горного производства / О.Г. Латышев, О.О. Анохина // Изв. вузов. Горный жур нал. – 2003. – № 2. – С. 104–108.
3. Дьяур Н.И. Влияние деформирования на скорости продольных волн в образ цах горных пород при высоком давлении / Н.И. Дьяур // Науки о земле: Физика и механика геоматериалов. – М.: Вузовская книга, 2002. – С. 48–72.
УДК 622.023.623»313»
ПРОГНОЗИРОВАНИЕ УПРУГИХ ХАРАКТЕРИСТИК ТРЕЩИНОВАТОГО ПОРОДНОГО МАССИВА* А.А. Матвеев, А.Н. Еремизин, К.С. Мартюшов Устойчивость подземных выработок во многом обусловлена де формационными характеристиками породного массива. Определяемые в лабораторных условиях упругие свойства горных пород не отражают реальное строение массива, в частности его трещиноватость, которая в природе, как правило, не является хаотичной, а образует иерархиче скую систему, разделяющую массив на отдельные блоки.
Исследователями предлагаются разные модели трещиноватого массива. Так, Р. Гудман [1] рассматривает массив как упругое полу пространство, рассеченное системой параллельных трещин. Соот ношение модулей деформации пород и массива определяется нор мальной жесткостью трещин и средним расстоянием между ними.
М.Г. Зерцаловым [2] предлагается выделять элементарные блоки * Работа выполнена в рамках реализации ФЦП «Научные и научно педагогические кадры инновационной России на 2009–2012 гг.»
массива с единичной трещиной, представленной как единичный разрез конечной длины с заданной величиной раскрытия. Путем обобщения (интегрирования) характеристик всех элементов опре деляется эффективный модуль упругости всего массива. К.В. Руп пенейтом [3] породный массив рассматривается в качестве среды, в которой горные породы и трещины воспринимаются как отдельные слои с различными свойствами. Причем свойства трещины как от дельного слоя определяются с учетом относительной площади кон такта берегов трещины. Для зияющих (незаполненных) трещин i i, (1) li i где i – средняя ширина раскрытия трещин i-й системы;
li – среднее расстояние между трещинами;
i – относительная площадь скальных контактов берегов трещин.
Для трещин, заполненных материалом с модулем деформации Е1, i E i. (2) li E На основании данного показателя предлагается система оценок упругих констант породного массива. Модули упругости по вер тикальному Ев и горизонтальному Ег направлениям определяются следующим образом:
E E (3) Eв, Eг.
n n 1 i 1 – sin 4 i 1 i 1 – cos 4 i i 1 i Коэффициент Пуассона:
n г,в i sin 2 i cos 2 i, (4) i где i – угол наклона к горизонтальной плоскости системы трещин i-го порядка;
Е и – модуль упругости и коэффициент Пуассона слагающих массив горных пород.
 |
Скачать 374.11 Kb.