РЕСПУБЛИКА УЗБЕКИСТАН

НАВОИЙСКИЙ ГОРНО-МЕТАЛЛУРГИЧЕСКИЙ КОМБИНАТ

НАВОИЙСКИЙ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ ГОРНЫЙ ИНСТИТУТ

На правах рукописи

УДК 622.235

Гаффоров Гофур Хафизович

ВЫПУСКНАЯ КВАЛИФИКАЦИОННАЯ НАУЧНО-ИССЛЕДОВАТЕЛЬСКАЯ РАБОТА

на тему:

«Разработка эффективных параметров буровзрывных работ при увеличении глубины карьера Мурунтау»

Направление бакалавриата – 5540200 – «Горное дело»

НАВОИ – 2014

УДК 622.235

Разработка эффективных параметров буровзрывных работ при увеличении глубины карьера Мурунтау. Выпускная квалификационная научно-исследовательская работа. Навои, 2014 г.

Выпускная квалификационная научно-исследовательская работа посвящена способу взрывного разрушения уступов с использованием параллельно-сближенных скважинных зарядов взрывчатых веществ на месторождении Мурунтау. В данной работе теоретически исследовано управление энергией взрыва, определены параметры буровзрывных работ при скважинном методе взрывания, выявлены технологические особенности взрывания и оптимизированы параметры буровзрывных работ при взрывании рабочих уступов.

Табл. 7, ил. 11, список лит. 24 наим.

Рецензенты:

Ведущий инженер горного бюро Центральной научно-исследовательской лаборатории Навоийского горно-металлургического комбината, кандидат технических наук, доцент

Доцент кафедры «Горное дело» Навоийского государственного горного института, кандидат технических наук

ОГЛАВЛЕНИЕ

ВВЕДЕНИЕ 4

1. ИССЛЕДОВАНИЕ ОСОБЕННОСТЕЙ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЯ МУРУНТАУ 7

НЕ нашли? Не то? Что вы ищете?

2. МЕТОДЫ УПРАВЛЕНИЯ КАЧЕСТВОМ ВЗРЫВНЫХ РАБОТ ПРИ ПОДГОТОВКЕ ГОРНОГО МАССИВА К ВЫЕМКЕ НА МЕСТОРОЖДЕНИИ МУРУНТАУ 14

Основные выводы 21

3. ОПРЕДЕЛЕНИЕ ПАРАМЕТРОВ БУРОВЗРЫВНЫХ РАБОТ ПРИ ВЗРЫВАНИИ УСТУПОВ НА МЕСТОРОЖДЕНИИ МУРУНТАУ 22

3.1. Основные требования к качеству дробления пород взрывом 22

3.2. Выбор средств взрывания и удельного расхода взрывчатых веществ 25

3.3. Определение параметров буровзрывных работ при взрыве скважинных зарядов ВВ 35

Основные выводы 46

4. ОПТИМИЗАЦИЯ ПАРАМЕТРОВ БУРОВЗРЫВНЫХ РАБОТ ПРИ ВЗРЫВАНИИ РАБОЧИХ УСТУПОВ 48

4.1. Технологические особенности и способы взрывания уступов 48

4.2. Разработка способа взрывания уступов на месторождении Мурунтау 57

Основные выводы 68

ЗАКЛЮЧЕНИЕ 70

ЛИТЕРАТУРА 73

ВВЕДЕНИЕ

Развитие карьеров характеризуется необходимостью расширения их границ и возобновления работ на временно нерабочих участках бортов, а также поддержания производственной мощности по руде, снижение которой связано с уменьшением активной площади рудных тел. При этом требуется интенсификация работ, что осложняется ограниченными размерами рабочей зоны. Такие осложнения в значительной степени могут быть компенсированы увеличением высоты взрываемого уступа.

Интенсивность ведения работ во многом определяется запасом взорванной горной массы, которого должно быть достаточно для обеспечения эффективной работы необходимого количества выемочно-погрузочного и транспортного оборудования. Естественно, что в условиях глубоких карьеров, а также при ведении работ на временно нерабочих бортах такая возможность значительно уменьшается из-за существенного сокращения, главным образом, ширины рабочих площадок. Компенсировать такое уменьшение можно увеличением высоты уступа, в результате которого запасы взорванной горной массы перемещаются из горизонтальной в вертикальную плоскость. Например, при сокращении ширины рабочей площадки в 2 раза запасы взорванной горной массы практически сохраняются, если высоту уступа увеличить в 2 раза.

Кроме того, увеличение высоты уступов влечет за собой сокращение объема бурения в верхней разрушенной предыдущими взрывами части уступа, уменьшение объема перебура, сокращение затрат времени на переезд станков от скважины к скважине и более равномерное распределение взрывчатых веществ (ВВ) в разрушаемом массиве с улучшением качества дробления пород.

Поэтому оптимизация параметров буровзрывных работ (БВР) при взрывании рабочих уступов приобретает в настоящее время исключительную важность.

Целью работы является оптимизация параметров буровзрывных работ для условий месторождения Мурунтау.

Для достижения поставленной цели необходимо решить следующие основные задачи:

– изучение горно-геологических и горно-технологических особенностей месторождения Мурунтау;

– исследование методов управления качеством взрывных работ при подготовке горного массива к выемке на месторождении Мурунтау;

– определение параметров буровзрывных работ при взрывании уступов на месторождении Мурунтау;

– выявление технологических особенностей взрывания уступов;

– оптимизация параметров буровзрывных работ при взрывании рабочих уступов.

Научная новизна работы заключается в следующем:

– установлено, что при использовании конкретного вида ВВ при взрывании уступов диаметр скважины находится в прямой зависимости с линией наименьшего сопротивления и в обратной зависимости с коэффициентом адаптации к горно-технологическим характеристикам взрываемых пород и энергетической характеристикой скважинного заряда;

– установлено, что увеличение высоты уступов влечет за собой сокращение объема бурения в верхней разрушенной предыдущими взрывами части уступа, уменьшение объема перебуров, сокращение затрат времени на переезд станков от скважины к скважине, более равномерное распределение ВВ в разрушаемом массиве с улучшением качества дробления пород.

Практическое значение работы. Выявлена целесообразность дробления уступов парами расходящихся пучков параллельно-сближенных скважин, пробуренных с рабочей площадки уступа в вертикальной плоскости, в которой один пучок скважин бурят перпендикулярно подошве уступа, а второй бурят в сторону откоса уступа с наклоном к его подошве под углом. Взрывание уступов пучками параллельно-сближенных скважинных зарядов, имитирующих заряд необходимого диаметра и энергии ВВ, позволяет улучшать проработку подошвы, дробление горной массы, повысить производительность буровых станков и экскаваторов, снизить себестоимость отработки 1 м3 взорванной горной массы на 20-30%.

Апробация работы. Результаты исследований докладывались автором на научно-технической конференции одаренных студентов и магистрантов на тему: «Фан ва техника тараққиётида ёшлар» (г. Навои, 16 мая 2013 гг.) и региональной научно-практической конференции студентов и молодых ученых на тему: «XXI век – век интеллектуального поколения» (г. Навои, 13-14 июня 2014 г.).

Структура и объем работы. Выпускная квалификационная научно-исследовательская работа состоит из введения, трех глав и заключения, изложенных на 75 страницах, включая 11 рисунков, 7 таблиц и 24 наименований использованной литературы.

Автор выражает глубокую благодарность и искреннюю признательность научному руководителю – заведующему кафедрой «Горное дело» Навоийского государственного горного института, кандидату технических наук, доценту Тухташеву Алишеру Баходировичу за полезные консультации и поддержку на разных этапах выполненной работы.

1. ИССЛЕДОВАНИЕ ОСОБЕННОСТЕЙ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЯ МУРУНТАУ

Мурунтауское рудное поле, в состав которого кроме одноименного месторождения входят месторождения Мютенбай, Триада, Бесапан, расположено в пределах Амипаза-Бельтауской структурно-формационной зоны Центральных Кызылкумов. Оно вытянуто в северо-западном направлении на 50 км при ширине 5-10 км и приурочено к восточному замыканию Тасказганской антиклипали сложенному породами Тасказганской и Бесапанской свит.

Для района характерны отклонения трех возрастов, которые соответствуют этапам развития района месторождения.

Комплекс отклонений позднепротерозойского-позднепалеозойского возраста соответствует ранне-геосинклитному этапу развития и представлен породами вулканогепнокремнистой и терригенной формации. Наиболее ранние объединяются в Ауминзанскую свиту. Выше залегают породы Тасказганской свиты. Завершают комплекс породы Бесапанской свиты. Суммарная мощность комплекса - 5.5 км; Ауминзанская - 2.2 км, Тасказганская - 2.0 км, Бесапанская - 1.3 км.

Комплекс пород среднепалеозойского возраста представлен отложениями позднегеосинклинального развития района и представлен карбонатной морской формацией. Породы представлены в основном известняками, доломитами, доломитизированными известняками. Мощность комплекса - 1200 м.

Месторождение "Мурунтау" расположено в центральной части рудного поля между мощными крутопадающими сублимированными тектоническими зонами - южным и Структурным разломами. В его пределах широко распространены небольшие разрывные нарушения протяженностью в десятки - первые сотни метров, имеющие субширотную, меридиональную, северо-восточную и северо-западную ориентации, а также трещины, сколы и отслоения.

Промышленное золотое оруднение выявлено на площади 2 х 3 км, в пределах которого обособляются отдельные рудные залежи штокверкого строения с весьма неравномерным распределением золота в пространстве.

Морфологически залежи являются рудными столбами, в большинстве случаев имеющими отклонения на юго-восток под углом 50-600 и обладают близкой к изометрично-амебообразной форме в горизонтальном сечении. Линейные размеры составляют в плане: по длинной оси - 600-900 м, по которой (мощности - 150-250, до 400 м), максимальная прослеженная длина по падению 1000 м.

Рудные тела представляют собой сплошные системы секущих, кулисообразно расположенных золотоносных кварцевых жил и разнообразно ориентированных кварцевых и сульфидных прожилков.

В процессе детальной разведки на месторождении были выделены окисленные руды, запасы которых составляют 20% в общем балансе запасов руд, и первичные руды. В настоящее время первичные руды почти полностью отработаны. Первичные руды предоставлены кварцево-жильными и прожилковыми алевросланцами.

Золото самородное - важнейший рудный минерал месторождения. Встречается оно, как в гипогенных так и гипергенных ассоциациях. Видимое гипогенное золото локализуется главным образом в жилах и прожилках крупно и среднезернистого кварца и сульфидов в ассоциации с пиритом, арсенопиритом, галенитом, сфалеритом, сульфосолями висмута, серебра и др. В кварце оно неравномерно рассеяно в виде мелких вкрапленников, тонких прожилков, иногда в форме мелких гнезд в различных пустотах. По данным анализов проб, минералогических исследований и данным переработки 96% золота находится в свободной форме (табл. 1.1).

Таблица 1.1

Класс и размер золотин от общего веса

Классы и размеры золотин, мм	содержание золотин, % от общего веса
пылевидное	0,005	3,5
весьма мелкое	0,005 – 0,2	37,0
мелкое	0,2 – 1,0	59,0
среднее	1,0 – 1,5	0,5

Формы выделения золота определяются главным образом морфологией трещинок и межзерновых пространств.

Кроме свободного, Au содержится в сульфидах, где оно устанавливается только минералографическими реже спектральными исследованиями.

Основной примесью определяющей пробу золота является серебро. Спектральным анализом в золоте почти постоянно обнаруживается ртуть, часто висмут, медь и другие элементы. Отношение Au к Ag в рудах в целом по месторождению, по данным Мурунтауской ГРП, приближается 4:1.

Пробность золота 880-960. Как видно из гистограммы пробности, наиболее часто встречается высокопробное золото с пробой 881-960. Золото с больших глубин отличается меньшей средней пробой. Эти данные свидетельствуют о некоторой тенденции уменьшения пробности с глубиной.

Месторождение "Мурунтау" расположено в центральной части Кызылкумов, занимающих обширную территорию в междуречье Сырдарьи (на востоке), Амударьи (на западе), Заравшана (на юге). Северо-западная их граница совпадает с восточным побережьем Аральского моря. Большая часть Кызылкумов входит в Навоийскую область и лишь крайняя их западная часть – в Каракалпакстан. Северную часть Навоийской области занимает Тамдынский район, на территории которого и расположено рудное поле и месторождение.

Наибольшую по площади территорию в пустыне занимает Кызылкумское плато. На фоне плато поднимаются в виде островов горные массивы (Букентау, Тамдытау, Аристантау, Ауминзатау, Кульдтуктау, Сапгрунтау), разделенные обширными и глубокими замкнутыми впадинами (Мынбулакская, Каракатинская, Сырдарьинская, Джесвайская и др.). Самыми высокими являются горы Кульдтуктау. Они протягиваются в широтном направлении более чем на 70 км. Почти параллельно им, севернее располагаются горы Ауминзатау, северо-восточное их - горный массив Тамдытау. Последний состоит из обособленных гряд Тамдытау, Актау, Каратау, Мурунтау и др.

Рудное поле и месторождение расположены у южного подножия гряды Мурунтау.

В Кызылкумах нет рек, но имеются большие запасы подземных вод, которые часто имеют выход у подножия гор в виде родников.

В пустыне климат резко-континентальный. Зима сравнительно холодная: средняя температура января-8оС, лето продолжительное и жаркое. Средняя температура июля 28-30оС. По многолетним наблюдениям метеостанции "Тамды" среднегодовое количество осадков изменяется в пределах от 92.3 до 201 мм. Максимальная температура воздуха (июль) плюс 48оС, минимальная (январь)- минус 18.8оС. Испарение с водной поверхности 1000-1100 мм/год. Ветры преимущественно северного и северо-западного направления, со средней скоростью 8-10 м/с.

Несмотря на суровый климат Кызылкумы издавна освоены человеком, растут площади орошаемых земель, прокладываются новые дороги. На базе разведанных крупных золоторудных и урановых месторождений выросли горнорудные предприятия, благоустроенные современные города и поселки.

Абсолютные отметки Мурунтауского и Мютенбайского месторождений 510-610 м (в среднем).

Ближайшие населенные пункты: г. Зарафшан (в 35 км к западу), г. Навои (210 км к югу), пос. Тамдыбулак (в 40 км к северу), г. Учкудук (в 120 км к северо-западу).

Транспортные связи: автомобильные - гг. Навои, Зарафшан, Ташкент, Самарканд, Учкудук; железнодорожные, воздушные.

Энергоснабжение осуществляется от государственных линий электропередач, а водоснабжение промышленных предприятий по капитальному водопроводу р. Амударья - г. Зарафшан.

Экономика Зарафшанского промышленного района определяется, прежде всего, золотоизвлекательным комплексом, предприятиями по разработке месторождений строительных материалов, швейной и трикотажной фабрик в гг. Зарафшане и Учкудуке, крупными животноводческими комплексами, опытно-селекционными станциями Академии Наук Узбекистана.

Открытие и освоение золоторудного месторождения "Мурунтау" явилось крупнейшей вехой в промышленном и культурном развитии пустынных районов Западного Узбекистана. Специалисты, политики западных государств оценивают это событие как открытие века.

Усилиями многочисленных коллективов геологов в 50-60-х годах в Центральных Кызылкумах открыла золото-серебряная провинция, включающая кроме месторождения Мурунтау, ряд месторождений и рудопроявлений золота, серебра, ртути, меди, вольфрама, олова, фосфоритов, а также многих видов строительных материалов, пресных и минеральных вод.

В 1958 году при проявлении металлометрической съемки была выявлена обширная аномалия с высокими концентрациями золота, последующая разведка которой привела к открытию уникального золоторудного месторождения.

В 1960-1961 гг. на месторождении проводились поисково-оценочные работы, а в 1962-1963 гг.- поисково-разведочные работы. В 1965 г. были подсчитаны и утверждены запасы в карьере первой очереди, при переработке технологических проб получен первый слиток золота.

Район месторождения Мурунтау находится в пределах Центрального региона, который представляет собой сочетание горных возвышенностей, с максимальной высотой 970 м над уровнем моря и межгорных тектонических впадин, покрытых эоловыми песками.

По характеру скопления подземных вод и условиям их залегания в этом районе выделяются гидрогеологические массивы и артезианские бассейны. К гидрогеологическим массивам относятся горные гряды с трещинными и трещинно-карстовыми водами в метаморфизованных, сильно дислоцированных образованиях, известняках, доломитах, гранитах, гранодиоритах и других литолог-петрографических разностях палеозойской группы - Букантау, Тамдытау, Бельтау, Ауминзатау и др.

Климат района резко - континентальный, пустынный. Осадки выпадают в зимне-весенний период, составляют в средний по водности год - 120 мм., в многоводный - 160 мм. Испаряемость с открытой водной поверхности почти в 20 раз превышает среднегодовую норму осадков.

Поверхностный сток формируется во время ливней в течение нескольких дней.

Подземные воды на площади Мурунтауского месторождения вскрыты в естественных условиях на глубине 32-144м, что соответствует абсолютным отметкам 370-550м. Такая разница в глубине залегания подземных вод объясняется строением самой поверхности. В результате дренирующего действия горных выработок (шахты 4,5”м”) снижение уровней произошло до 100м и более, уровень подземных вод отмечается на глубине 47-165м, что соответствует абсолютной отметке 261-525м. На карьере имеет развитие два водоносного горизонта. Первый - техногенный, распространён в виде "верховодки" и связан с потерей воды из водосборных устройств для заправки поливных машин водопроводящих коммуникаций. Второй - естественный, проявляется в фильтрации подземных вод по зонам разломов.

Лабораторией открытых горных работ была проведена работа по определению физико-механических свойств горных пород, на основании чего были сделаны рекомендации по выбору бурового оборудования и метода обработки руд и вмещающих пород, рассмотрен вопрос устойчивости бортов карьера и пылевого режима.

Выделены следующие основные типы пород: алевролиты углисто-кварцевые, углисто-кварц-слюдистые, слюдисто-кварцевые, мелкозернистые, массивные; сланцы углисто-кварцевые, углисто-слюдисто-серицитовые и др.; мелкозернистые в различной степени окварцованные брекчии различного состава.

Физические показатели пород изменяются в пределах: у алевролитов различного состава, объемный вес от 2,56 до 2,71 г/см3, составлял в среднем 2,675 г/см3. Влажность и пористость имеют незначительные величины, соответственно до 0,5 и 0,61%; у сланцев объемный вес изменяется от 2.58 до 2,78 г/см3. Влажность, пористость и водопоглощение сланцев имеют незначительные величины соответственно от 0,28 до 0,85%. Брекчии различного состава распространены незначительно. Их объемный и удельный веса изменяются соответственно от 2,69 до 2,77 г/см3 и от 2,70 до 2,78 г/см3, а влажность и пористость от 0,36 до 0,52% и от 0,40 до 0,71%.

Из приведенных данных видно, что физические свойства пород всех металогических разностей с глубиной незначительно изменяются.

Для рудных тел сопротивление сжатию составляет в среднем 1220 кг/см2, колеблясь от 502 до 1940 кг/см2.

Для данного месторождения более целесообразен горно-геометрический анализ по методу проф. Арсентьева.

2. МЕТОДЫ УПРАВЛЕНИЯ КАЧЕСТВОМ ВЗРЫВНЫХ РАБОТ ПРИ ПОДГОТОВКЕ ГОРНОГО МАССИВА К ВЫЕМКЕ НА МЕСТОРОЖДЕНИИ МУРУНТАУ

Подготовка горного массива к выемке на уступах взаимосвязана с обеспечением эффективной работы горнотранспортного оборудования, полнотой извлечения полезного ископаемого из недр и сейсмическим воздействием на инженерные сооружения карьера и объекты промышленного и социального назначения вокруг него и базируется на методах управления взрывным воздействием на горный массив.

Большое число методов управления действием взрыва обусловлено многообразием факторов, влияющих на степень дробления. К ним можно отнести:

– управление качеством дробления породного массива;

– управление сейсмовзрывным воздействием на борт карьера;

– управление энергией взрывного воздействия на горный массив;

– оптимизацию параметров БВР;

– увеличение высоты отрабатываемых уступов.

К управлению качеством дробления породного массива относятся методы, основанные на изменении начальных условий: выбор типов и удельного расхода ВВ, диаметр заряда, параметры БВР, конструкция скважинного заряда, а также методы управления действием взрыва, базирующиеся на изменении граничных условий: создание большого числа свободных поверхностей, применение многорядного короткозамедленного взрывания (КЗВ) по различным схемам взрывания, обеспечивающим постоянное напряженное состояние взрываемого массива и соударение разлетающихся взорванных кусков.

Качество взрывного рыхления горного массива в карьерах принято характеризовать размером среднего куска разрушенных пород, поэтому рациональные параметры взрывных работ невозможно установить без изучения их гранулометрического состава в развале.

Наиболее значимым методом управления взрывом на уступах является применение короткозамедленного взрывания. При этом применение рационализации интервалов замедлений неэлектрических систем инициирования позволяет разместить ту же массу ВВ равномерно во взрываемом объёме, что обуславливает образование свободной поверхности для взрыва каждого последующего заряда на небольшом их расстоянии друг от друга.

Известно, что при распространении ударной волны (волны напряжений) наблюдается значительное поглощение энергии с удалением от центра взрыва. Если, например, взорвать заряд Q, разрушающий объём х3, и заряд такой же массы, состоящий из зарядов, размещённых в этом же объёме, но расположенных в n точках, то в первом случае, для всего заряда волна до поверхности распространяется на расстояние х1 во втором - на расстояние описываемого уравнением экспоненты [1].

Следовательно, поглощение энергии взрыва при «n» зарядах на расстоянии х2 значительно меньше, чем на расстояние х1. Этим обстоятельством, по существу, характеризуется эффект КЗВ. Действительно, если выразить затухание энергии с расстоянием в виде следующих аналитических выражений:

, (2.1)

то энергии, участвующие в дроблении, относятся как:

(2.2)

Таким образом, во втором случае полезная работа на дробление будет в экспоненциал (1-1/) раз больше, чем в первом случае. В этом по существу и заключается эффективность короткозамедленного взрывания.

Управление сейсмическим воздействием при массовых взрывах в приконтурных зонах карьера предполагает целенаправленное изменение энергии сейсмовзрывных волн во времени и пространстве с тем, чтобы обеспечить целостность объектов, в т. ч. борта карьера в зоне их влияния. Поэтому, такое управление начинается с определения требований к параметрам сейсмического воздействия на защищаемый объект.

В практике открытых горных работ наиболее характерными объектами, требующими защиты от такого воздействия, являются строительные конструкции внутри карьера и вблизи его границ, технологические сооружения карьера, некоторые виды полезных ископаемых. Объектом управления в этом случае является система «заряд ВВ – горный массив – охраняемый объект», в которой взаимодействие составляющих ее элементов определяется их качественными и количественными характеристиками. Одним из условий интенсификации горных работ в условиях сокращения активной рабочей площади в рудных зонах карьера является постановка крутых уступов на предельном контуре. В этом случае для сохранения устойчивости бортов карьера необходимо уменьшение сейсмического воздействия на них взрывных работ, что накладывает определенные ограничения на массу одновременно взрываемых зарядов, общую массу ВВ на взрыв и предполагает использование многозарядного КЗВ - взрывания с широким спектром интервалов замедлений, в частности, применением систем неэлектрического инициирования, позволяющего реализовывать принцип взрывания «скважина-замедление».

Запас энергии в заряде ВВ определяет начальную энергию взрывной волны, которая передается горному массиву. В результате этого по массиву проходит волна сжатия, сопровождаемая смещением пород с определенной скоростью, что приводит к их деформированию и разрушению. Поскольку на сжатие и смещение пород требуется определенная энергия, то энергия взрывной волны постепенно расходуется, а сама волна - затухает. При этом, скорость прохождения и интенсивность затухания взрывной волны определяются физико-механическими свойствами и структурными особенностями пород массива. Тем не менее, волна достигает охраняемого объекта, передавая ему часть энергии. Очевидно, что такая передача энергии не причинит ущерба объекту, если ее величина не превысить некоего предела прочности объекта. Также очевидно, что необходимо стремиться к максимальному использованию энергии взрывной волны на выполнение полезной работы (дробление пород и, если необходимо, деформирование горного массива) с минимизацией побочных эффектов. При этом прослеживается логическая взаимосвязь между запасом энергии в заряде ВВ, физико-механическими свойствами пород горного массива и прочностными характеристиками охраняемого объекта, а горно-технологические характеристики горного массива, структура технологических потоков карьера и специфические особенности охраняемых объектов выступают в роли факторов и условий, определяющих параметры управления.

Управление энергией взрывного воздействия на горный массив возможно как за счет рационализации энергетических характеристик скважинного заряда, повышения степени использования энергии взрыва на разрушение породы в зоне отрыва от массива, уменьшения доли энергии взрыва на разброс породы, предварительного ослабления пород горного массива как за счет многократного ударно-волнового воздействия, так и за счет увеличения высоты взрываемого уступа.

Взрывные работы в карьерах сопровождаются значительными деформациями разрушаемого горного массива, проявлением которых являются поднятие кровли уступа в результате разрыхления горной пород или ее понижение в результате смещения части пород в горизонтальной плоскости. При этом, в зависимости от применяемой технологии вскрышных и добычных работ перед взрывными работами могут ставиться задачи по обеспечению смещения массива в весьма широких пределах, что может быть реализовано изменением расположения и величины скважинных зарядов ВВ в массиве, а также условиями работы взрыва. От того, насколько смещения массива при взрыве будут соответствовать заданным значениям, зависит эффективность принятой технологии. Из этого следует, что смещением массива при ведении взрывных работ в карьерах следует управлять, а такое управление является непременным условием эффективной подготовки горного массива к разработке. Анализ технологии горных работ показывает, что в карьерах возможны четыре основных варианта ведения взрывных работ с характерным смещением массива:

1. Взрыв «на развал», когда происходит некоторое понижение высоты уступа за счет смещения части разрушенных пород на его нижнюю площадку.

2. Взрыв «на сброс», когда значительная часть разрушенных пород силой взрыва перемещается в горизонтальной плоскости за пределы уступа, как правило, ниже его подошвы.

3. Взрыв «в зажатой среде», когда смещение разрушенного массива в горизонтальной плоскости ограничено либо ненарушенным массивом, либо неубранной породой. В этом случае деформации массива происходят, в основном, за счет увеличения высоты уступа в результате разрыхления пород при минимальных смещениях в горизонтальной плоскости.

4. Взрыв «на встряхивание», когда деформации разрушенного массива минимальны по всем направлениям.

При открытой разработке сложно-структурных месторождений для уменьшения потерь и разубоживания полезного ископаемого взрывное рыхление смешанных рудно-породных массивов требуется вести без значительных нарушений их геологической структуры. Теоретические основы взрывания с сохранением геологической структуры базируются на: ограничении смещений разрушаемого массива с помощью подпорной стенки из неубранной массы (взрыв в «зажатой среде»); короткозамедленном взрывании при многорядном расположении скважин – не менее 7-9 в ряду и не более 6-8 по ширине взрываемого блока; применении качественной забойки.

Увеличение глубины карьера с одновременной интенсификацией технологических процессов горных работ на нижних горизонтах обуславливает проблемы и задачи БВР, которые являются следствием тех принципиальных научно-технических решений и изменений, которые характерны для развития горных работ на карьерах сложноструктурных месторождений. Это, в первую очередь, - создание необходимых запасов взорванной горной массы заданного качества, обеспечивающих эффективность функционирования экскаваторно-транспортного комплекса в условия объективной тенденции уменьшения ширины рабочих площадок с переходом на отработку глубоких горизонтов и, как следствие, уменьшения размеров рабочей зоны карьера. С целью уменьшения текущих объемов вскрышных работ ширина рабочей площадки принимается минимальной и ограничивается условием безопасной работы горно-транспортного оборудования.

Элементом адаптации технологии отработки глубоких карьеров к сокращению ширины рабочих площадок для обеспечения требуемого уровня обуренных и взорванных объемов руды и породы в целом по карьеру и по каждому экскаваторному блоку является увеличение высоты отрабатываемых уступов [2]. Увеличение высоты уступа с 10, 15 до 30 м приводит к росту запасов взорванной горной массы на той же площади рабочей зоны в три и два раза и увеличению угла наклона рабочего борта с 18є (при Hу=10 м) до 25є (при Hу = 15 м) и 36є (при Hу=30 м) [3].

Увеличение взрываемых объемов при отработке уступов позволяет ускорить их отработку, подготовку новых площадей под бурение и, соответственно, интенсифицировать вскрытие и отработку рудных залежей.

При этом, за счет увеличения угла рабочего борта, роста запасов взорванной горной массы на той же площади рабочей зоны производительность буровых станков, экскаваторов и автотранспорта повышается. Производительность буровых станков за счет сокращения времени на вспомогательные операции при переходе с высоты уступа 10 м на высоту уступа 15 м и 30 м увеличивается в среднем на 10 - 12%, объем бурения снижается на 5 - 10%, выход горной массы с 1 п. м. бурения увеличивается на 10%, стоимость 1 м3 горной массы по затратам на буровзрывные работы уменьшается на 5%.

Бурение и взрывание 30 метровых уступов производится на высоту двух-трех 10-15 м уступов, а отработка ведется погоризонтно при высоте уступа 15 м.

Погрузочно-транспортное оборудование работает на взорванном массиве, при этом снижение коэффициента разрыхления горных пород в условиях взрывания в зажатой среде способствует повышению заполнения ковша экскаватора. С учетом улучшения качества дробления производительность экскаваторов возрастает в среднем на 10%.

При этом ввиду сокращения времени на загрузку и расстояния транспортировки производительность автотранспорта повышается в среднем на 5 - 6%.

Снижение коэффициента разрыхления обеспечивает устойчивость забоя, что создает более благоприятные условия для применения селективной добычи руды.

Влияние высоты уступа на степень дробления пород с коэффициентом крепости f=XI-XIV приведено в табл. 2.1.

Таблица 2.1

Влияние высоты уступа на степень дробления пород

Высота уступа, м	Содержание фракций (мм), %
0 - 300	301 - 500	501 - 1000	более 1000
10	80,2	5,7	5,1	-
15	90,6	6,1	3,5	0,3
30	94,7	3,3	1,9	0,1

Таким образом, рассмотренные методы управления качеством взрывных работ при подготовке горного массива к выемке породного массива обеспечивают необходимую степень дробления для эффективной работы горнотранспортного оборудования, полноту извлечения полезного ископаемого из недр и снижение сейсмического воздействия на инженерные сооружения и борта.

Основные выводы

1. Управление энергией взрывного воздействия на горный массив возможно как за счет рационализации энергетических характеристик скважинного заряда, повышения степени использования энергии взрыва на разрушение породы в зоне отрыва от массива, уменьшения доли энергии взрыва на разброс породы, предварительного ослабления пород горного массива как за счет многократного ударно-волнового воздействия, так и за счет увеличения высоты взрываемого уступа.

2. Элементом адаптации технологии отработки глубоких карьеров к сокращению ширины рабочих площадок для обеспечения требуемого уровня обуренных и взорванных объемов руды и породы в целом по карьеру и по каждому экскаваторному блоку является увеличение высоты отрабатываемых уступов. Увеличение высоты уступа с 10, 15 до 30 м приводит к росту запасов взорванной горной массы на той же площади рабочей зоны в три и два раза и увеличению угла наклона рабочего борта с 18є (при Hу=10 м) до 25є (при Hу = 15 м) и 36є (при Hу=30 м).

3. Установлено, что с увеличением высоты уступа повышается производительность буровых станков, экскаваторов и автотранспорта за счет увеличения угла наклона рабочего борта и запасов взорванной горной массы.

3. ОПРЕДЕЛЕНИЕ ПАРАМЕТРОВ БУРОВЗРЫВНЫХ РАБОТ ПРИ ВЗРЫВАНИИ УСТУПОВ НА МЕСТОРОЖДЕНИИ МУРУНТАУ

3.1. Основные требования к качеству дробления пород взрывом

Широкий диапазон изменения физико-механических характеристик и многообразие горно-технологических свойств пород требует индивидуального подхода к выбору рациональных технологических параметров горных работ для каждого разрабатываемого участка месторождения. В первую очередь это касается подготовки пород к выемке взрывным способом [4,5]. Такой подход базируется на взаимосвязях удельного расхода ВВ с качеством дробления пород взрывом. При этом относительная предрасположенность породы к взрывному разрушению оценивается по удельному расходу ВВ, составленной по результатам эталонных взрывов.

Общепризнанным критерием оценки взрываемости пород является удельный расход ВВ, который во всех классификациях закономерно возрастает с увеличением абсолютных значений горно-технологических характеристик пород. Эта общность критерия оценки обусловливает определенную взаимосвязь между классификациями пород по разным технологическим признакам (буримости, взрываемости), что позволяет с определенной степенью надежности совместить расчетные методики при переходе от одной классификации к другой.

В частности, при расчетах параметров буровых и взрывных работ наиболее широкое применение получили классификации горных пород по и СНиП-82, взаимосвязь между которыми иллюстрируется графиком (рис. 3.1) и описывается уравнением:

f = 0,21е0,43F (3.1)

где f – коэффициент крепости пород по ; F – группа пород по СНиП-82.

Рис. 3.1. График зависимости коэффициента крепости при классификации пород по от группы пород по классификации СНиП-82

Известные классификации построены по усредненным горно-технологическим характеристикам пород, отклонения в определении которых даже для одной и той же породы на месторождении достигают 40-50% и более. Поэтому такие классификационные признаки, как предел прочности на сжатие, сдвиг, растяжение, блочность, скорость распространения продольных волн и т. п. достаточно надежно «работают» только в пределах конкретного месторождения, а для однотипных пород других месторождений должны быть откорректированы. Следовательно, разработанные классификации пород по взрываемости имеют обобщенный характер и требуют корректировки применительно к конкретному месторождению.

Требования к качеству дробления пород взрывом при взрывании уступов формируются на основе геометрических параметров применяемого оборудования и энергетических характеристик процессов в технологических потоках карьеров.

Геометрическими характеристиками применяемого оборудования определяется максимально допустимый линейный размер куска породы, гарантирующий нормальную работу оборудования. Этот размер определяется по следующим формулам.

Для экскаваторов типа мехлопата с емкостью ковша до 10 м3:

, м (3.2)

где Ек – емкость ковша экскаватора, м3.

При емкости ковша Ек>10 м3 максимально допустимый размер куска породы dmax=1,6 м.

Для автосамосвалов и думпкаров:

, м (3.3)

где Ет – емкость кузова, м3.

Для дробилок:

, м (3.4)

где Zдр – размер приемного отверстия дробилки, м.

Ленточные конвейеры при разработке скальных месторождений применяются, главным образом, в комплексах циклично-поточной технологии (ЦПТ). При этом загрузка конвейера осуществляется после предварительного дробления горной массы в дробилках, параметры выходной щели которых выбираются исходя из требований, предъявляемых к размеру куска геометрическими параметрами конвейера.

Куски породы, неудовлетворяющие зависимостям (3.2)–(3.4), считаются негабаритными и подлежат вторичному дроблению взрывным или механическим способами. Наличие во взорванной горной массе большого количества негабаритных кусков значительно снижает производительность и срок службы оборудования. Кроме того, вторичное дробление негабаритов нарушает ритм работы карьера. Поэтому, в идеальном варианте негабарит в развале пород после взрыва должен отсутствовать, что маловероятно, а при проектировании взрывных работ его выход не следует принимать больше 5%.

Таким образом, оценка взрываемости горных пород в сочетании с особенностями геологического строения горного массива, условиями ведения взрывных работ и требованиями к качеству взрывного дробления пород индивидуальна для каждого карьера. Эта индивидуальность проявляется в районировании пород карьера по взрываемости, а представленная совокупность зависимостей (3.2)–(3.4) позволяет определить требования к качеству рыхления пород взрывом на основе геометрических параметров оборудования.

3.2. Выбор средств взрывания и удельного расхода взрывчатых веществ

Для взрывного рыхления уступов можно использовать широкий ассортимент ВВ (табл. 3.1): порошкообразные аммониты; сыпучие гранулированные ВВ (гранулиты, граммониты, алюмотол, игданиты, гранулотол); водонаполненные ВВ (акватолы, акваниты, ифзаниты) и эмульсионные ВВ (эмуланы, эмульгиты, нобелиты и нобеланы). В то же время при выборе взрывчатых веществ для конкретных условий оцениваются такие технологические свойства ВВ, как работоспособность, плотность заряжания, водоустойчивость, безопасность в обращении и пригодность к механизированному заряжанию в скважины. Сравнение разных типов ВВ проводится по переводному коэффициенту, равному отношению работоспособности эталонного (аммонит ) и сравниваемого ВВ в одинаковых условиях (табл. 3.1). В последнее время для открытых горных работ в качестве эталона используется граммонит 79/21, имеющий одинаковую с аммонитом работоспособность, но более удобный в применении.

Эффективность использования различных ВВ зависит от прочности, вязкости и обводненности пород, блочности (трещиноватости) массива и т. п. При этом, чем выше прочность, вязкость и блочность пород, тем более работоспособные ВВ должны быть применены. В обводненных породах используются водоустойчивые ВВ.

Таблица 3.1

Характеристики основных ВВ для открытых горных работ

Тип ВВ	Состав и агрегатное состояние ВВ	Теплота взрыва, кДж/кг	Коэффициент работоспособ-ности ВВ	Область применения
Акватол М	Водонаполненная смесь гранулированной селитры с алюмотолом и загустителем	5045	0,86	Для сухих и малообводнен-ных скважин
Акватол 65/35	Водонаполненная смесь гранулированной селитры с тротилом и загустителем	3855	1,10
Граммонит 30/70	Смесь гранулированной селитры и гранулированного тротила	3645	1,13
Граммонит 79/21	Смесь гранулированной селитры и чешуйчатого тротила	4316	1,0	Для сухих скважин
Гранулит АС-8	Смесь гранулированной селитры с минеральным маслом и алюминиевой пудрой	5204	0,89
Игданит (ANFO), гранулит-М	Смесь гранулированной аммиачной селитры (94 %) с дизельным топливом или минеральным маслом (6 %)	3813	1,13
Нобелан-2060 Нобелан-2070 Нобелан-2080 Нобелан-2090	Смесь игданита (ANFO) (от 60 до 90 %) и эмульсионной матрицы*)	2814	0,91
Нобелит-2000 Нобелит-2030 Нобелит-2040 Нобелит-2050	Смесь сенсибилизированной**) эмульсионной матрицы и игданита (ANFO) (от 0 до 50 %)	2600	1,05	Для обводненных скважин при неогранченном времени пребывании ВВ в воде
Гранулотол	Гранулированный тротил	3457	1,0
Алюмотол	Гранулированный сплав тротила с алюминиевым порошком	5279	0,83

*) Эмульсионная матрица представляет собой раствор минерального масла в жидкой (82 %) аммиачной селитре, для стабилизации которого применяется эмульгатор, препятствующий расслоению масла, селитры и воды

**) Сенсибилизация, в результате которой повышается чувствительность эмульсионного ВВ к начальному импульсу и передачи детонации, производится введением газогенерирующей добавки (раствора нитрита натрия)

При выборе типа ВВ учитываются не только технологические, но и экономические факторы. Поэтому простейшие ВВ, не обладающие высокими взрывными свойствами, но более дешевые по сравнению с промышленными ВВ и пригодные для механизированного заряжания скважин, находят все более широкое применение при производстве взрывных работ в карьерах. Следует также учитывать, что простейшие ВВ более безопасны в обращении.

На карьерах обычно применяются ВВ группы совместимости “D”. В зависимости от обводненности скважин используются следующие основные виды ВВ:

1. При заряжании сухих скважин или сухой части обводненных скважин: граммонит 79/21, гранулит АС-4, гранулит АС-4В, гранулит АС-8, гранулит АС-8В, нобеланы, МАНФО, игданит (АС+ДТ).

2. При заряжании обводненных скважин: гранулотол, алюмотол, гранипор, граммонит 50/50, граммонит 30/70, нобелиты.

Наиболее распространенный ассортимент ВВ, применяемый в карьерах Узбекистана, приведен в табл. 3.2. При выборе ВВ для конкретных условий следует иметь в виду, что с увеличением прочности и обводненности пород доля ANFO (игданита) в эмульсионном ВВ должна уменьшаться.

В качестве промежуточных детонаторов используются промышленные шашки ТГФ-850, ГТП-500, ТГ-500, Т-400Г, а также патронированные сенсибилизированные эмульсионные ВВ.

Для короткозамедленного взрывания скважинных зарядов ВВ применяется детонирующий шнур марок ДШЭ, ДШВ или ДША, пиротехнические замедлители различных типов с номиналами замедления 20, 35, 50, 75, 100 мс и более., а также неэлектрические системы инициирования (НСИ ) на основе ударно-волновых трубок (Динашок, СИНВ, Нонель и др.).

Таблица 3.2

Наиболее распространенный ассортимент ВВ в карьерах Узбекистана

Категория пород	Трещиноватость	Коэффициент крепости	Типы применяемых ВВ
Легко взрываемые	Чрезвычайно трещиноватые	6-8	Игданит (ANFO), граммонит 79/21, Нобелан, Нобелит
Средне взрываемые	Сильно трещиноватые	8-10
Трудно взрываемые	Средне трещиноватые	10-12
Весьма трудно взрываемые	Мало трещиноватые	>12
Обводненные породы	Любые	Гранулотол, гранипоры, Нобелит

Первичное инициирование взрывных сетей может осуществляться от электродетонаторов, инициирующий импульс в которые подается с помощью взрывных машинок ПИВ-100М, КПВ-1/100М или аппаратуры радиоуправления взрывом.

Неэлектрические системы инициирования применяются для передачи инициирующего импульса от первичного инициатора (капсюля-детонатора или электродетонатора) через ударно-волновую трубку (УВТ), вмонтированную в детонатор системы к промежуточному детонатору (для скважинных зарядов) или патрону-боевику (для шпуровых зарядов).

Конструктивно детонаторы системы «Динашок» представляют собой капсюль-детонатор (мгновенного, коротко-замедленного или замедленного действия) и вмонтированную в него ударно-волновую трубку УВТ. Эта трубка изготавливается из нескольких слоев различных пластмасс, имеет диаметр примерно 3 мм, на внутренней поверхности трубки напылением или наклеиванием (в зависимости от производителя) нанесено вторичное инициирующее ВВ (соответствующее ТЭНу), примерно 16 мг на метр длины трубки. Этот слой взрывчатого вещества, после инициирования трубки капсюлем или электро-детонатором, детонирует в ней со скоростью порядка 2000 м/сек, передавая инициирующий импульс собственно детонатору. Поверхностные детонаторы, в отличие от скважинных (шпуровых), встроены в блок соединения трубок, который обеспечивает простоту монтажа поверхностной взрывной сети и гарантирует передачу инициирующего импульса от детонатора к УВТ следующих по схеме детонаторов.

НСИ в сравнении с традиционными пиротехническими (детонирующий шнур + капсюль-детонатор) характеризуется более высокой надежностью, безопасностью и перспективами по совершенствованию управления энергией взрыва.

Надежность НСИ обеспечивается наличием внутрискважинного замедления, реализуемого скважинным детонатором системы в комплексе с УВТ. Это означает, что взрыв заряда в первой скважине взрываемого блока происходит через время, определенное параметрами скважинного детонатора. За это время инициирующий импульс по поверхностной сети либо прошел по всей сети, либо его прохождение по сети определило начало прохождения взрыва по скважинам блока на значительное расстояние. Таким образом, гарантируется невозможность «подбоя» (нарушения поверхностной взрывной сети взрывом скважинного заряда).

Использование систем инициирования на основе ударно-волновых трубок обеспечивает безопасность взрывных работ, которое достигается за счет: невозможности обратного прохождения инициирующего импульса (от ударно-волновой трубки к детонатору); невозможности несанкционированного инициирования детонационного импульса в ударно-волновой трубке от постороннего источника (огонь, удар, трение, блуждающие токи и т. д.).

Перспективность НСИ в совершенствовании методов управления энергией взрыва заключается в расширении возможностей, которые дает применение СИ в части:

- продолжительности общего времени действия энергии взрыва на массив;

- направленности прохождения взрыва по скважинам (шпурам) взрываемого массива;

- снижение сейсмического действия взрыва;

- отсутствия канального эффекта (выгорание части ВВ в скважинном заряде).

При этом качественная оценка основных показателей взрывов характеризуется компактной формой развала взорванной горной массы, что способствует снижению потерь и разубоживания; уменьшением выхода крупнокусковых фракций взрыва; улучшением качества проработки подошвы и снижением сейсмического эффекта. Выход негабарита, при этом, уменьшается в несколько раз за счет: повышения коэффициента использования скважинного заряда (ударно-волновая трубка в отличие от детонирующего шнура не выжигает заряд в скважине); увеличения интервалов времени между взрывами соседних скважин в 2-3 раза; разновременного срабатывания зарядов в каждой скважине (образуется три свободные поверхности); многорядного расположения скважин (пять рядов и более). Кроме того, при использовании систем инициирования на основе ударно-волновых трубок опасная зона в карьере может быть установлена после монтажа взрывной сети перед присоединением электродетонатора к магистральной сети.

Улучшение перечисленных показателей объясняется многократным взрывным нагружением массива горных пород, т. к. реализуется принцип «одно замедление – одна скважина», что способствует образованию дополнительных поверхностей обнажения, увеличению соударений движущихся потоков взорванной породы. Косвенным признаком реализации эффекта «одно замедление – одна скважина» является четкое прослушивание всех ступеней замедлений.

Из сопоставления схем монтажа поверхностной взрывной сети следует следующее:

- общее время действия взрыва в случае монтажа поверхностной сети применением поверхностных детонаторов НСИ составляет 410 мс (рис. 3.2), в случае монтажа поверхностной сети применением ДШ с пиротехническими реле-замедлителями – 280 мс (рис. 3.3);

Рис. 3.2. Схема монтажа поверхностной взрывной сети неэлектрической системой инициирования

Рис. 3.3. Схема монтажа взрывной сети детонирующим шнуром

- в первом случае (рис. 3.2) реализуется принцип «одно замедление – одна скважина», во втором случае (рис. 3.3) реализуется порядное КЗВ скважинных зарядов.

Из приведенной схемы взрывания на рис. 3.2 видно, что взрывание скважинных зарядов происходит в последовательности, обеспечивающей диагональное прохождение импульса взрыва по блоку. Если пропустить линию начала детонации из поверхностных детонаторов посередине взрываемого блока будем иметь инициирование скважин в последовательности, обеспечивающей прохождение детонации на поверхности блока по схеме «елочка», что способствует формированию более компактной формы развала. Использование различных вариантов расположения центральной (начальной) линии поверхностных детонаторов, а также вариантов номиналов замедлений поверхностных детонаторов в центральной линии и по рядам скважин обуславливает возможность управления направлением прохождения детонации взрыва по блоку, что дает возможность управлять формой развала и сейсмовзрывным воздействием на охраняемые объекты (здания, сооружения, дороги, ЛЭП, борта карьера и др.).

Обоснованный выбор удельного расхода ВВ является важным шагом в управлении качеством взрывного рыхления массива. Однако в этом случае возникают существенные сложности, обусловленные выбором влияющих факторов.

Наиболее полное определение основных характеристик породного массива, влияющих на разрушение горных пород взрывом, выполнено [6], который по степени влияния расположил их в следующем порядке:

– прочностные свойства породы (сопротивление сжатию, растяжению и сдвигу);

– сжимаемость и пористость породы, увеличивающие потери энергии взрыва на пластические деформации;

– вязкость, повышающая энергоемкость разрушения пород;

– плотность, определяющая энергозатраты на преодоление сил инерции при смещении пород;

– зернистость, слоистость, сланцеватость и кливажность, характеризующие количество макро - и микродефектов пород в массиве;

– трещиноватость, облегчающая разрушение массива, но препятствующая дроблению крупных отдельностей породы.

Одновременно отмечается, что выполнить расчет удельного расхода ВВ с помощью перечисленных характеристик невозможно, поскольку для этого необходимо знать их количественные значения в конкретных условиях. Решение этой задачи становится условным хотя бы потому, что до сих пор не установлено соотношение между прочностными свойствами пород в образце и массиве. Также трудно говорить о достоверности определения трещиноватости массива, которую оценивают, главным образом, по результатам изучения керна при разведочном бурении. Кроме того, известно, что при испытаниях разных образцов одной и той же породы, например, предел прочности на сжатие может различаться на 15ч40%.

Имеющиеся расчетные формулы для определения удельного расхода ВВ изобилуют различными коэффициентами, с помощью которых предполагается учитывать различные характеристики взрываемых пород. Однако во многих случаях эти коэффициенты определяются неоднозначно, поэтому в расчетах в большинстве случаев принимаются их средние значения. Кроме того, такие формулы определения удельного расхода ВВ в большинстве случаев непосредственно не связаны с качеством рыхления массива, а лишь предполагают, что степень дробления пород будет достаточной для эффективной работы экскаваторов, т. е., средний размер куска породы в развале составит 200ч250 мм. Все это вносит элемент неопределенности в расчеты.

Естественно, что такая ситуация обусловила необходимость поиска других более определенных решений, связывающих воедино удельный расход ВВ, физико-механические свойства пород и необходимую степень их дробления.

Удельный расход ВВ хотя и отражает прочностные свойства разрушаемой породы, но в одних и тех же условиях может изменяться в зависимости от требований, предъявляемых к качеству дробления горной массы. Исходя из этого, удельный расход ВВ можно рассматривать в качестве интегральной характеристики, отражающей прочностные свойства разрушаемых пород и требования к качеству их дробления взрывом.

Наиболее распространенной характеристикой прочностных свойств пород является предел прочности на сжатие, имеющий, как показывает анализ справочных данных, прямую взаимосвязь с плотностью пород и расстоянием между трещинами в массиве. Поэтому, при определении удельного расхода ВВ в качестве обобщающего показателя сопротивляемости пород взрывному разрушению целесообразно принять предел прочности пород на сжатие, а в качестве технологического критерия оценки качества рыхления горного массива – размер среднего куска породы в развале. Тогда, расчетная формула будет иметь простой вид, а другие индивидуальные характеристики конкретных месторождений и карьеров могут быть учтены через соответствующий коэффициент адаптации, величина которого определяется по результатам опытных и промышленных взрывов. Такая расчетная формула была получена в результате обработки статистических материалов опытных и опытно-промышленных взрывов [5,7,8]:

q=0,01–Каσсж lndср, кг/м3 (3.5)

где Ка – коэффициент адаптации к условиям конкретного карьера; усж - предел прочности пород на сжатие, МПа; dср - средний размер куска породы в развале, м.

Таким образом, для взрывания уступов имеется значительный выбор взрывчатых веществ различных типов, однако предпочтение следует отдавать ВВ простейших типов на основе аммиачной селитры, а из средств инициирования – системам на основе ударно-волновых трубок. Предел прочности пород на сжатие позволяет получить удельный расход ВВ с учетом индивидуальных требований технологических потоков конкретного карьера к среднему размеру куска в развале.

3.3. Определение параметров буровзрывных работ при взрыве скважинных зарядов ВВ

Добиться требуемого качества рыхления пород взрывом при удовлетворительных технико-экономических показателях взрывных работ только регулированием удельного расхода ВВ практически невозможно, поскольку существенное влияние на результаты взрыва оказывает пространственное размещение скважинных зарядов. Поэтому получить ожидаемый результат можно только в том случае, когда параметры такого размещения не только согласованны между собой и удельным расходом ВВ, но и соответствуют технологическими параметрами разработки (в частности, высоте уступа).

Определение согласованных параметров размещения скважинных зарядов в горном массиве базируется на прямой зависимости разрушаемого объема породы от массы заряда взрывчатого вещества. При этом, работа каждого заряда ВВ должна быть согласована как со свойствами пород в разрушаемом массиве (через удельный расход ВВ), так и с расположением зарядов относительно друг друга и свободных поверхностей (через ЛНС) в горизонтальном и вертикальном сечениях). Метод согласования скважинных зарядов прост, а его использование не требует глубоких знаний природы взрывного разрушения породных массивов. Этот метод по своей сути представляет собой «черный ящик» системы «взрыв – порода», в котором при согласованной работе одиночного заряда в одиночной воронке и при согласованной работе нескольких зарядов во всем объеме взрываемого блока энергия взрыва в максимальной степени используется на дробление пород. При этом общепризнано, что главным исходным параметром пространственного размещения зарядов является диаметр скважины, определяющий зону регулируемого дробления пород взрывом. С ним непосредственно взаимосвязаны остальные параметры размещения заряда (линия наименьшего сопротивления пород взрыву, величина перебура и незаряжаемой части скважины, расстояние между скважинами в ряду и рядами скважин).

Существует несколько методик определения согласованных параметров размещения скважинных зарядов, адаптированную к сложноструктурным месторождениям.

Методики определения диаметра взрывных скважин в карьерах [9-13] ориентированы на его взаимосвязь с высотой уступа, свойствами горных пород и энергетической характеристикой заряда ВВ. Причем, эта взаимосвязь в разных методиках проявляется в явном и неявном виде, а результаты, полученные для одних и тех же условий по разным методикам, могут различаться в 3-4 раза (рис. 3.4).

Тем не менее, разработанные методики успешно используются на практике, а конкретный выбор зависит от преобладающих научных взглядов и существующих традиций. Такое положение можно объяснить только тем, что результаты любых расчетов рассматриваются только как ориентир, подлежащий безусловной проверке на опытных взрывах и последующей корректировке по их итогам. Однако, вполне естественным является стремление получить наглядное математическое выражение, которое при минимуме расчетных элементов позволяет уже при проектировании надежно определять диаметр скважины в соответствии с теорией взрывного воздействия на различные горные породы.

Рис. 3.4. Зависимость диаметра взрывных скважин от высоты: 1,2,3,4 - для методик из литературных источников, соответственно, [9,10,11,12]

Теория взрывного воздействия на горные породы базируется на объемном принципе, согласно которому объем разрушенных пород находится в прямой зависимости от параметров и пространственного расположения заряда ВВ. В этом случае к параметрам заряда относятся его геометрические размеры (диаметр) и энергетическая характеристика ВВ, а основным параметром пространственного расположения является расстояние от заряда до открытой поверхности (линия наименьшего сопротивления). При этом существует несколько расчетных формул [9,10,13], близких по логике построения, использование которых позволяет получить сопоставимые результаты. Все они соответствуют принципу объемного разрушения, но наиболее наглядной, по нашему мнению, является формула [14]:

, м (3.6)

где D – диаметр скважины, м; W – линия сопротивления пород по подошве уступа, м; f – коэффициент крепости пород по ; no – количество свободных плоскостей (при порядном взрывании зарядов no = 2, при поскважинном взрывании зарядов no = 3); QV, QVо _ энергия используемого и эталонного ВВ, кДж/кг.

Коэффициент крепости пород по с достаточной для практического применения точностью может быть представлен в виде f = 0,1 усж (усж - предел прочности пород на сжатие, МПа).

Соотношение – представляет собой энергетический переводной коэффициент применяемого ВВ по отношению к эталонному ВВ. Однако, энергетическая характеристика скважинного заряда определяется не только энергией ВВ, но и плотностью его заряжания в скважину. Поэтому, для обеспечения одинаковой работоспособности скважинной заряд с более низкой плотностью заряжания должен иметь увеличенный диаметр, а с более высокой – соответственно уменьшенный диаметр. Исходя из этого, выражение (3.6) следует дополнить переводным коэффициентом плотности заряжания, равным отношению плотности заряжания применяемого Дф к плотности заряжания эталонного Дэ взрывчатого вещества: .

Тогда, имея в виду, что f = 0,1 усж и no = 2 выражение (3.6) примет вид:

, м (3.7)

Произведение Кэ = КВВ·КД представляет собой коэффициент относительной концентрации энергии ВВ, с помощью которого в скважинном заряде применяемое ВВ по энергетическим характеристикам адаптируется к эталонному ВВ. Для мощных ВВ с высокой плотностью заряжания Кэ > 1,0, а для ВВ пониженной мощности с невысокой плотностью заряжания Кэ<1,0 (табл. 3.3). При этом в качестве эталонного ВВ вместо традиционно применяемого аммонита 6ЖВ принят граммонит 79/21, имеющий с аммонитом 6ЖВ одинаковые энергетические характеристики, но более удобный в применении при проектировании взрывных работ в карьерах.

Таблица 3.3

Значения коэффициентов приведения для основных видов ВВ

Наименование ВВ	Коэффициент приведения по энергии ВВ, КВВ	Плотность заряжания, кг/м3	Коэффициент приведения по плотности заряжания ВВ, КД	Коэффициент концентрации энергии Кэ=·КД		Рекомендуемое значение Кэ для расчетов
Граммонит 79/21	1,00	0,9-1,0	1,0	1,00	1,00	1,0 (эталон)
Граммонит 30/70	1,14	1,1	1,1	1,25	1,08	1,25
Гранулотол	1,20	1,0	1,0	1,20	1,06	1,20
Игданит	1,13	0,8-0,9	0,8	0,90	0,97	1,00
Гранулит АС-8	0,89	0,87-0,92	0,87	0,78	0,92	0,78
Гранулит АС-4	0,98	0,80-0,85	0,8	0,78	0,92	0,78
Нобелит 2000	1,05	1,1-1,2	1,1	1,16	1,05	1,16
Нобелит 2030	1,05-1,1	1,05	1,10	1,03	1,00
Нобелит 2040	1,0-1,02	1,02	1,07	1,02	1,00
Нобелит 2050	1,0	1,0	1,05	1,01	1,00
Нобелан 2060	0,91	0,96-0,98	0,96	0,87	0,95	0,87
Нобелан 2070
Нобелан 2080
Нобелан 2090
Примечание: при определении коэффициента относительной концентрации энергии КД значение плотности заряжания эталонного ВВ принято равным Кэ=1,0 при минимальной плотности заряжания других ВВ (как «худший» вариант), - коэффициент взрывной эффективности

После подстановки значения Кэ в (3.7) имеем:

, м (3.8)

Анализ результатов расчетов показывает, что при значении Кэ = 0,9ч1,1 его влияние на W не превышает ±3 %, то есть, является несущественным [15]. Поэтому в расчетах коэффициент относительной концентрации энергии следует принимать равным Кэ = 1,0 при его фактическом значении в пределах 0,9<Кэ<1,1.

Обозначив в выражении (3.8) получаем:

,м (3.9)

Коэффициент Кf по своей сути является коэффициентом адаптации диаметра заряда к горно-технологическим характеристикам взрываемых пород и условиям его работы. Графическая интерпретация взаимосвязи коэффициента Кf с пределом прочности пород на сжатие приведена на рис. 3.5.

Таким образом, при использовании конкретного вида ВВ диаметр скважины находится в прямой зависимости с линией наименьшего сопротивления и в обратной зависимости с коэффициентом адаптации к горно-технологическим характеристикам взрываемых пород и энергетической характеристикой скважинного заряда.

Рис. 3.5. Зависимость коэффициента адаптации диаметра скважинного заряда к горно-технологическим свойствам пород от их предела прочности на сжатие при поскважинном 1 и порядном 2 инициировании зарядов

Линия сопротивления по подошве уступа может быть представлена в виде:

W = НуCtgб + Сб, м (3.10)

где б – угол откоса уступа, град.; Ну – высота уступа, м; Сб – расстояние от оси скважины до верхней бровки уступа, м.

После подстановки значения ЛСПП из (3.10) в (3.8) или в (3.9) получаем:

, м (3.11)

В результате проведенных преобразований получено выражение, имеющее отчетливо выраженную взаимосвязь диаметра скважины с высотой уступа, пределом прочности пород на сжатие и энергетическими характеристиками ВВ в скважинном заряде.

Графическая иллюстрация формулы (3.11) при б=800, с=2 м и Кэ=1,0 приведена на рис. 3.6.

Рис. 3.6. Зависимость диаметра скважины от предела прочности пород на сжатие при разной высоте уступа

По полученным графикам для пород с известным пределом прочности на сжатие и заданной высотой уступа определяют диаметр скважины, значение которого затем используют в расчетах по формуле (3.7) и графику (рис. 3.5), соответствующей ему линии наименьшего сопротивления. Например, для пород с пределом прочности на сжатие усж=120 МПа при высоте уступа 15 м диаметр скважины равен dскв=0,2 м, который приводится в соответствие с буровым долотом ближайшего (предпочтительно в сторону увеличения) диаметра в типоразмерном ряду. В рассматриваемом случае таким долотом является долото диаметром 0,215 м. Тогда при Кf=24 линия сопротивления по подошве уступа, соответствующая этому диаметру, будет равна:

(3.12)

При использовании более мощного ВВ, например, гранулотола (Кэ=1,2) или менее мощного ВВ, например, нобелана 2080 (Кэ=0,87) линия сопротивления по подошве уступа должна быть соответственно увеличена до 5,4 м или уменьшена до 4,8 м.

Для нормальной проработки породного массива такие параметры скважинного заряда, как длина незаряжаемой части скважины, длина перебура, длина заряда ВВ над подошвой уступа должны быть согласованы как с диаметром заряда, так и с линией наименьшего сопротивления.

Длина незаряжаемой части скважины (длина забойки) практически не зависит от длины скважинного заряда. Это объясняется тем, что по мере распространения детонации по колонке заряда каждая его последующая часть уменьшает разрушающее воздействие пропорционально кубу расстояния и вскоре практически перестает влиять на разрушение пород в верхней части уступа. В то же время уменьшение этой величины не улучшает качество дробления пород, а увеличивает воздушную ударную волну и разлет кусков породы. Следовательно, существует оптимальная длина незаряжаемой части скважины, при уменьшении которой дробление переходит в выброс, а при увеличении – в камуфлет. Причем, эта длина находится в прямой зависимости от диаметра скважины и определяется экспериментально установленным соотноше-нием:

lзаб=(18±2)D, м (3.13)

Естественно, что длина незаряженной части скважины зависит от сопротивляемости пород взрывному разрушению. Так, например, для легко-взрываемых пород (усж = 60ч80 МПа) она принимается lзаб=20D, а для трудно-взрываемых пород (усж = 160ч180 МПа) - lзаб=16D (рис. 3.7, а).

Таким образом, соотношение (3.13) позволяет получить длину незаряжаемой части скважины, оставляемой под забойку.

Величина перебура также находится в прямой зависимости от диаметра заряда и, по данным практики, изменяется в пределах:

lп = (10ч15)D, м (3.14)

В легко-взрываемых породах lп = 10D, а в трудно-взрываемых породах - lп = 15D (рис. 3.7, б).

Расстояния между скважинами в ряду «а» и рядами скважин «b» определяются по формулам:

а = mсW, м (3.15)

b = mрW, м (3.16)

где mс – коэффициент сближения скважинных зарядов в ряду, mс = 0,8ч1,4; mр – коэффициент сближения рядов скважинных зарядов, mр = 0,85ч1,0.

Рис. 3.7. Зависимость величины забойки (а) и перебура (б) от предела прочности пород на сжатие (в диаметрах скважинного заряда)

При короткозамедленном взрывании коэффициент сближения рядов скважинных зарядов принимают равным mр = 1,0.

Коэффициент сближения скважинных зарядов в ряду может быть определен по эмпирической формуле [9]:

mс = 0,75kp, (3.17)

где kp – коэффициент разрыхления.

Коэффициент разрыхления, с достаточной для практического применения точностью, может быть определен по формуле [16]:

kp = 1 + dср (3.18)

В практике открытых горных работ наиболее часто применяется квадратная сетка скважин, когда расстояние между скважинами в ряду равно расстоянию между рядами скважин: а=b.

Согласование пространственного расположения скважинных зарядов с удельным расходом ВВ осуществляется путем корректировки расстояния между скважинами, которое при а=b определяется по формуле:

(3.19)

где ан – откорректированное расстояние между скважинами, м; Q – вес ВВ в скважине, кг.

Q = lзар·е, кг (3.20)

где lзар – длина заряда в скважине, м, lзар = Ну + lп - lзаб; е – вместимость 1 м скважины (е = 0,78D2Дф), кг/м; Дф – плотность заряжания ВВ в скважину, кг/м3.

При ан=(0,85ч1,15)а полученный результат считается удовлетворительным и принимается к реализации.

Значение ан ≤ 0,85а свидетельствует о том, что для сохранения заданного удельного расхода ВВ потребовалось чрезмерно сгустить сетку скважин, поэтому параметры скважинного заряда должны быть откорректированы либо путем увеличения диаметра скважины, либо путем уменьшения удельного расхода ВВ за счет перехода на энергетически более мощное ВВ.

Значение ан ≥ 0,85а свидетельствует о том, что для сохранения заданного удельного расхода ВВ потребовалось чрезмерно расширить сетку скважин, поэтому параметры скважинного заряда должны быть откорректированы путем либо уменьшения диаметра скважины, либо применением рассредоточенных зарядов, либо увеличения удельного расхода ВВ за счет перехода на энергетически менее мощное ВВ, либо применения метода инициирования скважинных зарядов по принципу «одно замедление – одна скважина» с изменением условий работы заряда за счет увеличения числа свободных поверхностей с двух до трех.

Естественно, что при корректировке параметров скважинных зарядов расчеты должны быть повторены.

Известно [17], что существует эффективная длина скважинного заряда над подошвой уступа, изменение которой в сторону уменьшения влечет за собой уменьшение ЛНС, а изменение в сторону увеличения – не влияет на ЛНС. Дополнительная статистическая обработка графических материалов опытных работ, позволила получить математическую зависимость ЛНС от длины скважинного заряда над подошвой уступа:

W = 0,387е0,3·lэф, м (3.21)

где lэф – эффективная длина скважинного заряда над подошвой уступа, м.

Зависимость (3.21) иллюстрируется графиком на рис. 3.8.

Рис. 3.8. Зависимость линии наименьшего сопротивления пород от эффективной длины скважинного заряда над подошвой уступа

Эффективная длина скважинного заряда является тем ориентиром, ниже которого не следует опускаться при расчетах параметров взрывных работ в карьерах. Поэтому, если, например, при W=4,8 м эффективная длина скважинного заряда составляет lф=8,0 м (рис. 3.8), то фактическая длина должна быть равна или больше этой величины.

При короткозамедленном взрывании (КЗВ) интервал замедления для улучшения степени дробления можно ориентировочно определить по формуле:

, мсек (3.22)

где А – коэффициент, зависящий от свойств взрываемой породы, А=3ч6 (меньшее значение коэффициента соответствует особо крепким породам, большее – мягким).

Основные выводы

1. Требования к качеству дробления пород взрывом при взрывании уступов формируются на основе геометрических параметров применяемого оборудования и энергетических характеристик процессов в технологических потоках карьеров.

2. Качественная оценка основных показателей взрывов уступов характеризуется компактной формой развала взорванной горной массы, что способствует снижению потерь и разубоживания, уменьшением выхода крупнокусковых фракций взрыва, улучшением качества проработки подошвы и снижением сейсмического эффекта. Выход негабарита, при этом, уменьшается в несколько раз за счет повышения коэффициента использования скважинного заряда, увеличения интервалов времени между взрывами соседних скважин в 2-3 раза, разновременного срабатывания зарядов в каждой скважине и многорядного расположения скважин.

3. Для взрывания уступов имеется значительный выбор взрывчатых веществ различных типов, однако предпочтение следует отдавать ВВ простейших типов на основе аммиачной селитры, а из средств инициирования – системам на основе ударно-волновых трубок. Предел прочности пород на сжатие позволяет получить удельный расход ВВ с учетом индивидуальных требований технологических потоков конкретного карьера к среднему размеру куска в развале.

4. При использовании конкретного вида ВВ диаметр скважины находится в прямой зависимости с линией наименьшего сопротивления и в обратной зависимости с коэффициентом адаптации к горно-технологическим характеристикам взрываемых пород и энергетической характеристикой скважинного заряда.

4. ОПТИМИЗАЦИЯ ПАРАМЕТРОВ БУРОВЗРЫВНЫХ РАБОТ ПРИ ВЗРЫВАНИИ РАБОЧИХ УСТУПОВ

4.1. Технологические особенности и способы взрывания уступов

Развитие глубоких карьеров характеризуется необходимостью расширения их границ и возобновления работ на временно нерабочих участках бортов, а также поддержания производственной мощности по руде, снижение которой связано с уменьшением активной площади рудных тел. При этом, во всех случаях решение поставленных задач требует интенсификации работ, что осложняется ограниченными размерами рабочей зоны. Такие осложнения в значительной степени могут быть компенсированы увеличением высоты взрываемого уступа, что объясняется следующими факторами.

Кроме того, увеличение высоты уступов влечет за собой: сокращение объема бурения в верхней разрушенной предыдущими взрывами части уступа; уменьшение объема перебуров; сокращение затрат времени на переезд станков от скважины к скважине; более равномерное распределение ВВ в разрушаемом массиве с улучшением качества дробления пород.

Улучшение качества дробления пород при взрывании уступов объясняется увеличением продолжительности действия взрыва на массив [21]. При этом экспериментальными работами в различных условиях ведения горных работ [22,23] установлена зависимость, характеризующая изменение давления при взрыве:

(4.1)

где Р - давление газообразных продуктов взрыва в разрушаемом массиве, МПа; t – продолжительность взрывного разложения ВВ, с; a, b - коэффициенты пропорциональности (устанавливаются экспериментально); e - основание натурального логарифма.

Исследуя функцию (4.1) на экстремум:

и выполнив при этом ряд ее промежуточных преобразований, в конечном итоге получаем выражение:

(4.2)

Допуская, что максимальное давление в скважине достигается к моменту окончания детонации, имеем:

(4.3)

где L - длина заряда, м; Vд - скорость детонации ВВ, м/с.

Максимальное давление в зарядной камере при взрыве определяется по общеизвестной формуле:

(4.4)

где свв - плотность ВВ, кг/м3.

После подстановки полученных значений (4.3) и (4.4) в выражение (4.2) получаем:

(4.5)

Выражение (4.5) иллюстрируется графиком (рис. 4.1), анализ которого показывает, что при увеличении высоты уступа практически пропорционально увеличивается и время действия взрыва на массив. Соответственно, в такой же пропорции возрастает импульс взрыва и увеличивается работа взрыва, используемая на дробление. Таким образом, увеличение высоты уступа является одним из факторов повышения полезного использования энергии взрыва.

Рис. 4.1. Зависимость времени воздействия взрыва от высоты уступа

При увеличении высоты уступа увеличивается и вес заряда в каждой скважине. Следовательно, объем массива, разрушаемого каждым скважинным зарядом (нагрузка на скважину), значительно возрастает.

При этом, длина колонки заряда ВВ может быть доведена до 90% от длины скважины, что позволяет более равномерно распределить ВВ в разрушаемом горном массиве, способствует улучшению дробления пород и повышению степени полезного использования энергии взрыва.

Так, например, при высоте взрываемого уступа Ну=15 м в породах с пределом прочности на сжатие усж=100 МПа рациональный диаметр скважины составляет D15=190 мм, длина забойки lзаб 15=18,8D15=3,6 м, величина перебура lп 15=11D15=2,1 м, длина колонки заряда lзар 15=13,5 м (80% от длины скважины).

При увеличении высоты уступа до 30 м эти параметры соответственно равны: D30=260 мм, длина забойки lзаб 30=18,8D30=4,9 м, величина перебура lп 30=11D30=2,9 м, длина колонки заряда lзар 30=28 м (85% от длины скважины). Одновременно увеличение высоты уступа с 15 м до 30 м влечет уменьшение суммарной длины перебуров с 4,2 м до 2,9 м (в 1,45 раза).

Интенсификация и повышение эффективности буровзрывных и горных работ за счет увеличения высоты обуриваемых и взрываемых уступов, повышения производительности бурения и снижения удельного расхода ВВ при сохранении необходимой степени дробления требует нетрадиционного подхода к взрывным работам на рабочих уступах.

В этом свете можно рассмотреть применяемую на подземных горных работах взрывную отбойку веерами глубоких скважин в варианте системы подэтажного обрушения отбиваемой руды на почву подэтажных доставочных штреков. В этом случае выше подэтажных погрузочно-доставочных штреков (ортов) проходят выработку, из которой восходящими веерами расходящихся глубоких скважин обуривают и взрывают панель шириной 15-30 м (два-три штрека) и высотой 25-30 м [18]. Недостатком данного способа применительно к условиям взрывной отбойки высокими уступами на карьерах является то, что веера расходящихся скважин всегда необходимо располагать в плоскости, параллельной обнаженной поверхности, на которую производится отбойка горной массы.

Наиболее близким по технической сущности и совокупности существенных признаков к предлагаемому способу является способ дробления горных пород на открытых разработках скважинными зарядами большого диаметра, когда бурение скважин осуществляется с рабочей площадки уступа в сторону его подошвы. После обуривания всех запланированных к взрыву скважин производят их заряжание и последующее взрывание [19].

Недостатком данного способа при увеличении по технологическим причинам высоты рабочих уступов является неизбежная необходимость опережающего увеличения величины линии сопротивления взрыву по подошве отбиваемого уступа (ЛСПП) и, как следствие, диаметра скважинных зарядов для ее преодоления; при этом величина диаметра скважин довольно быстро выходит за границы технических возможностей существующего бурового оборудования.

Данный недостаток устраняется за счет создания способа взрывного дробления горных пород высокими уступами на открытых разработках, включающего в себя бурение нисходящих скважин, их заряжание и взрывание, а дробление горных пород ведется парами расходящихся скважин, пробуренных с рабочей площадки уступа в вертикальной плоскости, в которой одну скважину в каждой паре скважин бурят перпендикулярно к подошве уступа, а вторую – в сторону откоса уступа с наклоном к его подошве под таким углом β, чтобы эта наклонная скважина пересекала расчетную ЛСПП посередине [20]:

где Н – высота уступа, м; d – диаметр скважины в паре расходящихся скважин, м; q – удельный расход ВВ для данной породы и заданном качестве дробления, кг/м3; γвв – плотность заряжания ВВ в скважине, кг/м3.

Особенностью взрывного дробления высокими уступами является повышенная величина линии сопротивления взрыву по подошве, которая в прямой пропорции связана с высотой уступа. Традиционные методы взрывания для преодоления завышенных значений ЛСПП предусматривают увеличение диаметра скважин или мощности применяемых ВВ. Однако, это вызывает значительные капитальные затраты на обновление бурового оборудования и ассортимента используемых ВВ. В то же время, практика буровзрывных работ показывает, что применяемые диаметры увеличенных скважинных зарядов не обеспечивают необходимого качества дробления и проработки подошвы, особенно с увеличением высоты уступов более 15 м в средне– и трудновзрываемых породах.

В связи с изложенным, в предлагаемом способе взрывного дробления горных пород на открытых разработках цилиндрические монозаряды, располагаемые в нисходящих скважинах большого диаметра, заменяют одной или несколькими парами расходящихся скважин меньшего диаметра; в каждой паре одну скважину бурят вертикально, а вторую бурят в сторону откоса уступа с наклоном к его подошве под таким углом, чтобы эта наклонная скважина пересекала расчетную ЛСПП посередине.

Эффективность и интенсификация буровзрывных работ в предлагаемом способе взрывного дробления уступов заключается в следующем. При использовании традиционных схем взрывания верхний предел высоты обуривания и взрывания рабочих уступов ограничен техническими возможностями применяемого бурового оборудования, прежде всего, максимально возможным диаметром бурения существующего бурового оборудования. В связи с этим максимально возможная высота рабочих уступов с точки зрения их взрывного дробления (Нmax):

, м

где Dm – максимально возможный для применяемого оборудования диаметр бурения м; С – величина бермы безопасности, м; α - угол откоса уступа, град.

Традиционные схемы дробления уступов на карьерах основываются на пропорциональности энергии скважинных зарядов объему взрываемых пород, в частности, повышенным значением ЛСПП и предусматривают, в основном, увеличение диаметра скважин.

Однако, возможность увеличения диаметра скважин буровым оборудованием, серийно выпускаемым в настоящее время промышленностью, практически исчерпана.

Применение способа дробления расходящимися парами скважин, позволяет увеличить высоту обуриваемых и взрываемых рабочих уступов, не увеличивая диаметра буримых скважин. Исходя из условия преодоления каждой скважиной в паре половины расчетного значения линии сопротивления по подошве диаметр скважины в паре (d) должен быть равен половине заменяемой единичной скважины, и в связи с этим верхний предел высоты уступа (Н′max) составит:

Желательно, исходя из условия достижения необходимого качества дробления и проработки подошвы уступа, наклонную скважину в паре бурить под таким углом к подошве, чтобы она пересекла расчетную линию сопротивления взрыву по подошве уступа ровно посередине.

По условию преодоления половины линии сопротивления по подошве определяется диаметр расходящихся скважин (d) в паре:

где Do – диаметр вертикального скважинного монозаряда большого диаметра эквивалентного по энергии применяемого ВВ паре расходящихся скважинных зарядов.

С учетом изложенного угол наклона β наклонной скважины в паре к подошве уступа:

, град.

Эффект увеличения производительности бурения в предлагаемом способе отбойки возникает за счет различного характера изменения скорости бурения и объема бурения при замене одной скважины большого диаметра расходящейся парой скважин меньшего диаметра.

Общая длина пробуренных скважин в паре (Lп) составит:

, м

С другой стороны известно, что скорость бурения (V), при всех прочих равных условиях, изменяется обратно пропорционально квадрату диаметра скважины. Поэтому, при бурении скважин в паре диаметром d=0,5Do скорость бурения (V1) составит:

, м/с

Тогда общее время бурения (без учета подготовительно-заключительных операций) составит: для одиночной скважины большого диаметра Do - , с, а для пары расходящихся скважин диаметром d - , с.

Обозначим безразмерную часть последнего выражения через φб – коэффициент изменения времени бурения:. Из анализа этого выражения следует, что при изменении угла наклона (β) наклонной скважины в паре в диапазоне 200900 всегда будет иметь место уменьшение времени бурения (0,51), и, как следствие, повышение производительности этого технологического процесса.

Целесообразно при одновременном взрыве зарядов ВВ в парах расходящихся скважин инициирование зарядов в вертикальных скважинах производить от их устья, а зарядов в наклонных скважинах – с обоих концов заряда. Эффект инициирования взрывного воздействия в этом случае заключается в следующем. При предлагаемом порядке инициирования (взрывания) пары расходящихся скважинных зарядов процесс передачи в массив энергии взрыва структурируется во времени таким образом, что в результате взрыва наклонной скважины в массиве до окончания процесса детонации заряда ВВ в вертикальной скважине возникает динамическая внутренняя плоскость обнажения, являющаяся локальной экранирующей компенсационной зоной, способствующей разрушению массива под действием менее энергоемких и более эффективных растягивающих напряжений, а также направленному смещению разрушаемого массива в направлении локальной компенсационной зоны, т. е. по линии ЛСПП. В этом случае реализуется также идея первичного предварительного предразрушения массива энергией заряда ВВ наклонной скважины, а завершающая стадия разрушения производится зарядом ВВ вертикальной скважины.

В наклонной скважине, вследствие встречного инициирования ее заряда, время полной детонации ВВ (tвн) составит:

, с

где lн – длина заряда в наклонной скважине, м;

Vд – скорость детонации ВВ, м/с.

За это время волна детонации пройдет в вертикальном заряде только часть его длины. Полное же время физико-химического превращения в этом заряде (tвв) составит:

, с

где lв – длина заряда ВВ в вертикальной скважине, м;

То есть, время запаздывания полной детонации заряда ВВ в вертикальной скважине по отношению к наклонной (Δt), есть время существования динамической обнаженной плоскости (локальной компенсационной зоны) вдоль линии наклонной скважины. Это время составит:

, с

Выразив величины, входящие в это выражение через геометрические параметры отбиваемого уступа и углы наклона его борта и скважин, получим:

, с

Таким образом, время существования динамической обнаженной плоскости (Δt), формируемой опережающим взрыванием заряда ВВ в наклонной скважине, является временем существования локального компенсационного пространства, обуславливающего перевод разрушаемого массива из напряженного состояния сжатия в напряженное состояние растяжения, т. е. разрушение массива идет в виде отрыва на компенсационные зоны под действием менее энергоемких растягивающих напряжений. Это обстоятельство создает условия к повышению степени полезного использования энергии взрыва и увеличивает размеры области регулируемого дробления.

4.2. Разработка способа взрывания уступов на месторождении Мурунтау

Целесообразно дробление уступов производить парами расходящихся пучков параллельно-сближенных скважин, пробуренных с рабочей площадки уступа в вертикальной плоскости, в которой один пучок скважин бурят перпендикулярно подошве уступа, а второй бурят в сторону откоса уступа с наклоном к его подошве под углом:

, град

где Dэ – диаметр монозаряда, эквивалентного по энергии применяемого ВВ наклонному пучку скважинных зарядов, м;

Этот способ взрывания применяется в случае, когда применение энергии взрыва, реализуемой в массиве способом отбойки уступов парами расходящихся скважин, недостаточно для качественной проработки подошвы и необходимой степени дробления.

Приведенное аналитическое выражение, определяющее угол наклона β′ пучка скважин к подошве уступа, получено из условия преодоления каждым пучком в паре половины величины расчетной линии сопротивления взрыву по подошве разрушаемого высокого уступа.

Применение способа дробления пучками расходящихся скважинных зарядов основано на том, что заряды в пучках скважин, расположенных на расстоянии 4-6 диаметров друг от друга и взорванных одновременно, действуют как один плоский заряд, генерирующий в массив плоскую волну напряжений, которая распространяясь в нем, затухает обратно пропорционально расстоянию, т. е. менее интенсивно, чем при цилиндрическом монозаряде равной потенциальной энергии применяемого ВВ. За счет этого массив породы в большей мере насыщается энергией при взрыве и происходит его более интенсивное и равномерное дробление на больших расстояниях от заряда. Инициирование зарядов ВВ в вертикальных пучках скважин производят в верхней части зарядов, инициирование зарядов в наклонных пучках скважин – с верхней и нижней частей зарядов в скважинах.

Расчетный эквивалентный пучку скважинных зарядов диаметр цилиндрического монозаряда равный потенциальной энергии применяемого ВВ равен:

где nc – число скважин в пучке.

Величина ЛСПП (Wn. c), преодолеваемая пучком скважинных зарядов равна:

где 1,15 - коэффициент эффективности действия взрыва параллельно-сближенных зарядов по сравнению с эквивалентным цилиндрическим монозарядом; Wо – преодолеваемая ЛСПП при взрывании эквивалентными цилиндрическими монозарядами.

Таким образом, замена единичных скважин в расходящихся парах скважинных зарядов на пучки параллельно-сближенных скважин меньшего диаметра сохраняет все преимущества предлагаемого способа дробления, но дает дополнительные резервы повышения качества дробления и проработки подошвы за счет изложенных особенностей действия взрыва параллельно-сближенных зарядов.

Желательно вертикальную и наклонную скважины каждой пары скважин располагать в двух параллельных вертикальных плоскостях, удаленных одна от другой на расстояние, равное 1-2 диаметрам эквивалентных по энергии применяемых ВВ единичных скважин большого диаметра.

Предлагаемое расположение вертикальной и наклонной скважин в двух параллельных вертикальных плоскостях сохраняет все преимущества способа отбойки уступов парами расходящихся скважин, пробуренных в одной вертикальной плоскости, но при этом за счет смещения на рабочей площадке уступа точки забуривания наклонной скважины относительно точки забуривания вертикальной появляется возможность частичной реализации эффекта взрыва параллельно-сближенных зарядов при одновременном инициировании зарядов в паре расходящихся скважин в параллельных плоскостях.

В этом случае ниже точки пересечения расходящихся скважин в вертикальной проекции возникает Λ-образная конструкция зарядов, которая при одновременном взрыве зарядов работает как пара параллельно-сближенных зарядов до тех пор, пока расстояние между скважинами не превысит величины 4-6 диаметров скважин. На этом участке, который расположен в зоне с недостаточной энергонасыщенностью, за счет изложенного ранее эффекта взрывания параллельно-сближенными зарядами существенно увеличивается выход энергии в разрушаемый массив с соответствующим повышением качества его дробления.

С учетом изложенного, приведенный вариант отбойки уступов целесообразно применять при взрывании крупноблочных массивов повышенной крепости.

Целесообразно наклонную скважину в каждой паре скважин, пробуренных в двух параллельных вертикальных плоскостях, бурить в сторону откоса уступа с наклоном к его подошве под углом:

, град

Аналитическое выражение, определяющее угол наклона β1 наклонной скважины к подошве уступа, получено из следующих положений. С целью получения Λ-образной конструкции зарядов парой расходящихся скважин, находящихся в двух параллельных вертикальных плоскостях, для реализации эффекта взрыва параллельно-сближенных зарядов наклонную скважину, смещенную в пространстве во второй параллельной плоскости, забуривают с наклоном к подошве уступа таким образом, чтобы она пересекала в проекции вертикальную скважину в точке начала заряда в этой скважине, а расчетную ЛСПП, преодолеваемую цилиндрическим монозарядом большого диаметра эквивалентным по энергии применяемого ВВ паре расходящихся скважин – посередине.

Желательно наклонный пучок скважин в каждой паре расходящихся пучков, пробуренных в двух параллельных вертикальных плоскостях бурить в сторону свободной поверхности уступа с наклоном к его подошве под углом:

, град

Аналитическое выражение, определяющее угол β2, основывается на следующих соображениях. С целью более равномерного распределения энергии взрыва при разрушении крепких крупноблочных массивов и использования при этом эффекта взрыва сближенных зарядов при одновременном взрыве зарядов в Λ-образной конструкции пересекающихся в вертикальной проекции сближенных скважин наклонный пучок параллельно-сближенных скважин, смещенный в пространстве относительно вертикального и находящийся во второй параллельной плоскости, бурят под таким углом наклона к подошве уступа, чтобы он пересекал в проекции вертикальный пучок сближенных скважин, находящихся в первой параллельной плоскости, в точке начала зарядов в скважинах этого пучка, а расчетную ЛСПП, преодолеваемую цилиндрическим монозарядом большого диаметра эквивалентным по энергии применяемого ВВ паре расходящихся пучков скважин меньшего диаметра – ровно посередине.

Сущность предлагаемого способа прослеживается на рис. 4.2, где приведены схемы отбойки высокого уступа: а) традиционной единичными цилиндрическими монозарядами в скважинах большого диаметра (прототип); б) парами расходящихся скважин меньшего диаметра, пробуренными в одной вертикальной плоскости; в) парами расходящихся пучков параллельно-сближенных скважин; г) расходящимися парами пересекающихся в проекции скважин, пробуренных в двух параллельных вертикальных плоскостях, удаленных друг от друга на расстояние, равное 1-2 диаметрам скважины, эквивалентной по энергии применяемого ВВ паре расходящихся скважин; д) расходящимися парами пересекающихся в проекции пучков параллельно-сближенных скважин, пробуренных в двух параллельно-вертикальных плоскостях, удаленных друг от друга на расстояние, равное 1-2 диаметра скважины, эквивалентной по энергии применяемого ВВ паре расходящихся пучков сближенных скважин; е) расходящимися парами (пучками) пересекающихся в вертикальной проекции скважин (пучков), пробуренных в двух параллельных вертикальных плоскостях. На схемах рис. 3.2: 1 – вертикальная скважина большого диаметра; 2 – откос уступа; 3 – рабочая площадка; 4 – подошва уступа; 5 и 6 – наклонная и вертикальная скважины в паре расходящихся скважин, пробуренных в одной вертикальной плоскости; 7 и 8 – наклонный и вертикальный пучки параллельно-сближенных скважин в паре расходящихся пучков, пробуренных в одной вертикальной плоскости; 9 и 10 – наклонная и вертикальная скважины в варианте расположения пары расходящихся и пересекающихся в вертикальной проекции скважин, пробуренных в двух вертикальных параллельных плоскостях; 11 и 12 – наклонный и вертикальный пучки параллельно-сближенных скважин в варианте расположения пары расходящихся и пересекающихся в вертикальной проекции пучков, сближенных скважин, пробуренных в двух вертикальных параллельных плоскостях; 13 и 14 – вертикальные параллельные плоскости, удаленные друг от друга на расстояние одного-двух диаметров скважины большого диаметра, эквивалентной по энергии применяемого ВВ паре расходящихся скважин (пучков); 15 и 16 – объемное представление наклонной и вертикальной скважин (пучков параллельных сближенных скважин) в паре расходящихся и пересекающихся в вертикальной проекции скважин (пучков), пробуренных в двух вертикальных параллельных плоскостях.

Эффективность ведения БВР в предлагаемом способе взрывной отбойки горных пород на рабочих уступах объясняется не только геометрией расположения зарядов ВВ в парах расходящихся скважин (пучков сближенных скважин), позволяющих также использовать эффект действия взрыва параллельно-сближенных зарядов в зонах с недостаточной энергонасыщенностью разрушения, но и способом инициирования вертикальных и наклонных зарядов в парах расходящихся скважин (пучков сближенных скважин), способным реализовать направленное и менее энергоемкое разрушение массива по линии ЛСПП, а также эффектом увеличения производительности бурения за счет различного характера изменения скорости бурения и объема бурения при замене одной скважины большого диаметра расходящейся парой скважин меньшего диаметра.

Таким образом, применение для взрывной отбойки горных пород на рабочих уступах расходящихся пучков параллельных сближенных скважин, смещенных относительно друг друга в точках забуривания в двух вертикальных параллельных плоскостях, сохраняет основные преимущества предлагаемого способа отбойки уступов, но в то же время позволяет существенно повысить степень полезного использования энергии взрыва в крупноблочных крепких породах, прежде всего, за счет наиболее полного использования эффекта параллельно-сближенных зарядов в части создания направленного плоского фронта волны напряжений в сторону преодоления повышенных значений ЛСПП с сохранением необходимого качества дробления.

а) традиционная; б) парами расходящихся скважин меньшего диаметра, пробуренными в одной вертикальной плоскости; в) парами расходящихся пучков параллельно-сближенных скважин; г) расходящимися парами пересекающихся в проекции скважин; д) расходящимися парами пересекающихся в проекции пучков параллельно-сближенных скважин; е) расходящимися парами (пучками) пересекающихся в вертикальной проекции скважин (пучков)

Рис. 4.2. Схемы взрывного дробления уступа на месторождении Мурунтау

Эффект применения параллельно-сближенных зарядов объясняется тем, что при этом методе взрывания уже в непосредственной близости от зарядов на расстояниях, составляющих около 1/2 расстояния между зарядами в паре (рис. 4.3) цилиндрические фронты волны напряжений первого и второго зарядов начинают взаимодействовать, формируя при этом плоский фронт.

I1-2 – расстояние между двумя параллельно-сближенных зарядами; U1, U2’ - скорости смещения среды на фронте цилиндрической волны напряжений от взрыва первого заряда; U2, U2’ - скорости смещения на фронте цилиндрической волны от взрыва второго заряда; Uс, Uс’ – равнодействующие скорости; Пл – участок с плоским фронтом суммарной волны напряжений

Рис. 4.3. Схема взаимодействия параллельно-сближенных зарядов

Отработка уступов требует поиска новых решений при производстве БВР. Практикой ведения взрывных работ установлено, что рациональное использование объема взрывных скважин с точки равномерного размещения ВВ в массиве, достигается при определенном соотношении диаметра скважинных зарядов (d3) и высота отбиваемого уступа (Ну):

В этом случае при взрывном дроблении уступов высотой Ну=20 м, диаметр скважинных зарядов d3=300 мм, для Ну=30 м – d3=500 мм. Ориентируясь на перспективный типоряд мощных буровых станков представляется возможным при взрывной отбойке уступов Ну=30 м рекомендовать диаметр скважинных зарядов d3=320 мм, соответственно, для Ну=30 м – d3=400 мм. Применяемые в настоящее время на скальных карьерах шарошечные буровые станки предназначены для бурения скважин d3=215, 250 и 270 мм практически не обладают конструктивными возможностями дальнейшего увеличения диаметра взрывных скважин. С целью увеличения энергии скважинных зарядов ВВ, особенно для качественного дробления и проработки при подошвенной части уступов может быть внедрен метод взрывания параллельно-сближенными скважинными зарядами.

Сущность метода заключается в следующем. Обуривание взрываемого уступа производится группами из нескольких вертикальных или наклонных скважин, расположенных параллельно друг к другу на расстоянии шести диаметров заряда друг от друга. Располагаются параллельно-сближенные заряды в одну линию (парносближенные) или в виде пучка из трех (в вершинах равностороннего треугольника) и более скважин (квадрат, эллипс и др. формы). Ориентированы пучок или пара параллельно-сближенных зарядов параллельно линии уступа. Таким образом, формируется эквивалентный заряд ВВ большого диаметра, который увеличивает эффективность взрывных работ. С переходом на такой метод взрывания представляется возможными при ограниченном выборе диаметров зарядов (215, 250, 270 мм) образовывать с помощью имеющихся на предприятии буровых станков параллельно-сближенные скважинные заряды, имитирующие заряд необходимого диаметра и энергии ВВ.

Эквивалентный диаметр скважинного заряда (d3), имитируемый группой параллельно-сближенных равен:

, мм

где nc – число скважин в группе (пучке); d3 – диаметр заряда.

Диаметр скважинных зарядов d3=320 мм для Ну=20 м можно создать одновременным взрыванием трех параллельно-сближенных зарядов диаметром 215 мм двух – диаметром 250 мм или двух – диаметров 270 мм Учитывая различия полученных d3, двумя параллельно-сближенными зарядами d3=250 мм (d3=330 мм), рациональнее взрывать уступы Ну=20 м, представленные скальными породами с коэффициентом крепости по шкале f=10, тремя зарядами d3=215 мм (d3=372) или двумя зарядами d3=270 мм (d3=378 мм) – уступы Ну=20 м, представленные скальными породами f=10-14.

Диаметр скважинных зарядов d3=400 мм и более при взрывной отбойке уступов высотой Ну=30 м можно создать одновременным взрыванием пучка из четырех параллельно-сближенных зарядов диаметром 215 мм трех диаметром 250 мм или трех диаметром 270 мм Четырьмя параллельно-сближенными зарядами d3=215 мм (d3=430 мм) или тремя зарядами d3=250 мм (d3=435 мм) рациональнее взрывать уступы, представленные скальными породами f=10, тремя зарядами d3=270 мм (d3=467 мм) – уступы, представленные скальными породами f=10-14. Стоимостные параметры метода взрывания параллельно-сближенными зарядами в сравнении с традиционным методом взрывания одиночными зарядами 215, 250 и 270 мм (табл. 4.1) показывают, что они практически равноценны. Однако результаты экспериментальных исследований подтверждают, что действие взрыва параллельно-сближенных зарядов за счет целого ряда физических особенностей взрывного взаимодействия сближенных зарядов, значительно эффективней по сравнению с эквивалентными зарядами круглого сечения при равном весе ВВ.

Таблица 4.1

Параметры БВР при взрывном дроблении уступов высотой 20 и 30 м

Показатели	Значение
Высота уступа, м	20	30
Коэффициент крепости пород	6-10	10-14	6-10	10-14
Диаметр скважины, мм	320	250	320	215	270	400	215	250	400	270
Количество скважин в пучке	1	2	1	3	2	1	4	3	1	3
Эквивалентный диаметр заряда, мм	-	350	-	372	378	-	430	435	-	465
Расстояние между скважинами в пучке, м	-	1,5	-	1,3	1,6	-	1,3	1,5	-	1,6
Сетка зарядов (квадратная), м	11	11	10	11	11	11	12	12	10	12
Удельный расход ВВ, кг/м3	0,46	0,473	0,60	0,595	0,592	0,592	0,55	0,55	0,716	0,674
Перебур, м	4,0	2,0	4,0	2,0	2,0	3,0	2,0	2,0	3,0	3,0
Длина скважины, м	24,0	22,0	24,0	22,0	22,0	33,0	32,0	32,0	33,0	33,0
Масса ВВ в пучке, кг	1113	1144	1200	1440	1440	2147	2372	2370	2147	2907
Масса ВВ на одну скважину, кг	-	572	-	480	720	-	593	790	-	969
Масса верхнего заряда ВВ, кг	223	176	240	96	260	791	119	308	791	357
Масса нижнего заряда ВВ, кг	890	396	960	384	460	1356	474	482	1356	612
Вместимость ВВ на 1 м скважины, кг.	72	44	72	33	51	113	33	44	113	51
Суммарная длина зарядов ВВ в скважине, м	15,5	13,0	16,7	14,5	14,0	19,0	18,0	18,0	19,0	19,0
Длина верхнего заряда, м	3,1	4,0	3,3	2,9	5,0	7,0	3,6	7,0	7,0	7,0
Длина нижнего воздушного промежутка, м	12,4	9,0	13,0	11,6	9,0	12,0	14,4	11,0	12,0	12,0
Длина забойки, м	2,5	4,0	1,3	2,5	3,0	7,0	7,0	7,0	7,0	7,0
Выход горной массы с 1 п. м скважины, м3/п. м.	6,0	5,0	6,0	5,0	5,0	7,0	7,0	7,0	7,0	7,0
Себестоимость 1 м3 горной массы по бурению и взрыванию, у. е./м3	100,4	55,0	83,3	36,7	55,0	110,0	33,8	45,0	91,0	43,7

Как показывает производственный опыт, параллельно-сближенные скважины можно бурить и одновременно, и последовательно. Производительность бурового станка при последовательном бурении парных скважин за счет сокращения числа переездов в течение смены и упрощения организации работ на блоке возрастает на 10-20%. При взрывной отбойке параллельно-сближенными скважинными зарядами наблюдается лучшая проработка подошвы и более равномерной дробление горной массы. Снижается выход переизмельченного продукта и сокращается в два и более раз выход негабарита, что способствует повышению в среднем на 10% производительности экскаваторов. Стоимость 1 м3 взорванной горной массы по затратам на бурение, взрывание и экскавацию снижается на 20-30%.

Параметры БВР при взрывной отбойке уступов высотой 20 м и 30 м пучками параллельно-сближенных скважинных зарядов, данные приведены в табл. 4.1.

Основные выводы

1. Интенсивность ведения работ во многом определяется запасом взорванной горной массы, которого должно быть достаточно для обеспечения эффективной работы необходимого количества выемочно-погрузочного и транспортного оборудования. Естественно, что в условиях глубоких карьеров, а также при ведении работ на временно нерабочих бортах такая возможность значительно уменьшается из-за существенного сокращения, главным образом, ширины рабочих площадок. Компенсировать такое уменьшение можно увеличением высоты уступа, в результате которого запасы взорванной горной массы перемещаются из горизонтальной в вертикальную плоскость. При сокращении ширины рабочей площадки в 2 раза запасы взорванной горной массы практически сохраняются, если высоту уступа увеличить в 2 раза.

2. Увеличение высоты уступов влечет за собой сокращение объема бурения в верхней разрушенной предыдущими взрывами части уступа, уменьшение объема перебуров, сокращение затрат времени на переезд станков от скважины к скважине, более равномерное распределение ВВ в разрушаемом массиве с улучшением качества дробления пород.

3. Выявлена целесообразность дробления уступов парами расходящихся пучков параллельно-сближенных скважин, пробуренных с рабочей площадки уступа в вертикальной плоскости, в которой один пучок скважин бурят перпендикулярно подошве уступа, а второй бурят в сторону откоса уступа с наклоном к его подошве под углом

4. Взрывание уступов пучками параллельно-сближенных скважинных зарядов, имитирующих заряд необходимого диаметра и энергии ВВ, позволяет улучшать проработку подошвы, дробление горной массы, повысить производительность буровых станков и экскаваторов, снизить себестоимость отработки 1 м3 взорванной горной массы на 20-30%.

ЗАКЛЮЧЕНИЕ

В выпускной квалификационной научно-исследовательской работе дано решение актуальной задачи по управлению действием взрыва на горный массив при взрывании уступов путем оптимизации буровзрывных работ на месторождении Мурунтау.

Основные научные выводы и практические рекомендации научно-исследовательской выпускной квалификационной работы сводятся к следующему:

4. Требования к качеству дробления пород взрывом при взрывании уступов формируются на основе геометрических параметров применяемого оборудования и энергетических характеристик процессов в технологических потоках карьеров.

5. Качественная оценка основных показателей взрывов уступов характеризуется компактной формой развала взорванной горной массы, что способствует снижению потерь и разубоживания, уменьшением выхода крупнокусковых фракций взрыва, улучшением качества проработки подошвы и снижением сейсмического эффекта. Выход негабарита, при этом, уменьшается в несколько раз за счет повышения коэффициента использования скважинного заряда, увеличения интервалов времени между взрывами соседних скважин в 2-3 раза, разновременного срабатывания зарядов в каждой скважине и многорядного расположения скважин.

6. Для взрывания уступов имеется значительный выбор взрывчатых веществ различных типов, однако предпочтение следует отдавать ВВ простейших типов на основе аммиачной селитры, а из средств инициирования – системам на основе ударно-волновых трубок. Предел прочности пород на сжатие позволяет получить удельный расход ВВ с учетом индивидуальных требований технологических потоков конкретного карьера к среднему размеру куска в развале.

7. При использовании конкретного вида ВВ диаметр скважины находится в прямой зависимости с линией наименьшего сопротивления и в обратной зависимости с коэффициентом адаптации к горно-технологическим характеристикам взрываемых пород и энергетической характеристикой скважинного заряда.

8. Интенсивность ведения работ во многом определяется запасом взорванной горной массы, которого должно быть достаточно для обеспечения эффективной работы необходимого количества выемочно-погрузочного и транспортного оборудования. Естественно, что в условиях глубоких карьеров, а также при ведении работ на временно нерабочих бортах такая возможность значительно уменьшается из-за существенного сокращения, главным образом, ширины рабочих площадок. Компенсировать такое уменьшение можно увеличением высоты уступа, в результате которого запасы взорванной горной массы перемещаются из горизонтальной в вертикальную плоскость. При сокращении ширины рабочей площадки в 2 раза запасы взорванной горной массы практически сохраняются, если высоту уступа увеличить в 2 раза.

9. Увеличение высоты уступов влечет за собой сокращение объема бурения в верхней разрушенной предыдущими взрывами части уступа, уменьшение объема перебуров, сокращение затрат времени на переезд станков от скважины к скважине, более равномерное распределение ВВ в разрушаемом массиве с улучшением качества дробления пород.

10. Выявлена целесообразность дробления уступов парами расходящихся пучков параллельно-сближенных скважин, пробуренных с рабочей площадки уступа в вертикальной плоскости, в которой один пучок скважин бурят перпендикулярно подошве уступа, а второй бурят в сторону откоса уступа с наклоном к его подошве под углом.

11. Взрывание уступов пучками параллельно-сближенных скважинных зарядов, имитирующих заряд необходимого диаметра и энергии ВВ, позволяет улучшать проработку подошвы, дробление горной массы, повысить производительность буровых станков и экскаваторов, снизить себестоимость отработки 1 м3 взорванной горной массы на 20-30%.

ЛИТЕРАТУРА

1. , Миронов дробления горных пород взрывом и прогнозирование гранулометрического состава. М., Недра, 1982. –166 с.

2. , Бибик отработки глубоких карьеров к сокращению ширины рабочих площадок. /Горный вестник Узбекистана, №1, 2000, С. 32-34.

3. , Наумов , механизация и организация открытых горных работ. М., Недра, 1978, С. 14-23.

4. Открытые горные работы. Справочник / , , и др. М.: Горное бюро, 1994, 590 с.

5. , , «Процессы открытой разработки рудных месторождений в скальных массивах». Ташкент: ФАН, 1999, 276 с.

6. Демидюк работы. В кн.: Теория и практика открытых разработок. Под ред. М., Недра, 1979.-397 с.

7. Сытенков выбора и обоснование комплексной механизации технологических потоков на карьерах со сложными горно-геологическими условиями. Дисс. … канд. техн. наук, 1998.

8. Бибик и обоснование параметров процессов буровзрывных работ для повышения эффективности горно-транспортного оборудования глубоких карьеров. Дисс. … канд. техн. наук, 2003.

9. Кутузов направления технического перевооружения горных предприятий в области БВР. В сб. Промышленная безопасность и эффективность новых технологий в горном деле. Изд. МГГУ, 2001. С. 445-455.

10. Кутузов использования эмульсионных промышленных ВВ на горных предприятиях. Горный журнал, №12, 2001. С. 15-16.

11. Кутузов совершенствования ассортимента промышленных ВВ для карьеров. Горный журнал, №9-10, 1996. С. 39-43.

12. Комаров способов приготовления промышленных ВВ вблизи мест их использования. Сб. Взрывное дело № 93/50, 2001, изд. МГГУ. С. 205-211.

13. Колганов разработки безопасных и экологически чистых промышленных взрывчатых веществ. Горный журнал, №12, 2001. С. 1-4.

14. Справочник взрывника / , , и др. // М.: Недра, 1988. – 511 с.

15. Кук о промышленных взрывчатых веществах. Пер. с англ. – М.: Недра, 1980. –453 с.

16. Тангаев процессов добычи и переработки полезных ископаемых. М.: Недра, 1986. –231 с.

17. Нормативный справочник по буровзрывным работам. / , , и др. – М.: Недра, 1986. –511 с.

18. , , Боярский рудных и нерудных месторождений М., 1970. С. 278-279.

19. Справочник. Открытые горные работы. / Под ред. М., Горное дело, 1994. С. 153-154.

20. , , Коломников на изобретение № 000. Способ взрывной отбойки горных пород на открытых разработках.

21. , «Дробящее и сейсмическое действие взрыва в горных породах». М., «Недра», 1976.

22. , Фёдоров удара и взрыва в деформируемых средах. М., Госстройиздат, 1957. – 276 с.

23. , , Шлыков технологических процессов буровзрывных работ на открытых горных работах. Изд. «ФАН» АН РУз, 2003. –199 с.

24. , и др. Взрывания уступов. М., Недра, 1964. – 108 с.

ВВЕДЕНИЕ

1. ИССЛЕДОВАНИЕ ОСОБЕННОСТЕЙ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЯ МУРУНТАУ

2. МЕТОДЫ УПРАВЛЕНИЯ КАЧЕСТВОМ ВЗРЫВНЫХ РАБОТ ПРИ ПОДГОТОВКЕ ГОРНОГО МАССИВА К ВЫЕМКЕ НА МЕСТОРОЖДЕНИИ МУРУНТАУ

Основные выводы

3. ОПРЕДЕЛЕНИЕ ПАРАМЕТРОВ БУРОВЗРЫВНЫХ РАБОТ ПРИ ВЗРЫВАНИИ УСТУПОВ НА МЕСТОРОЖДЕНИИ МУРУНТАУ

3.1. Основные требования к качеству дробления пород взрывом

3.2. Выбор средств взрывания и удельного расхода взрывчатых веществ

3.3. Определение параметров буровзрывных работ при взрыве скважинных зарядов ВВ

Основные выводы

4. ОПТИМИЗАЦИЯ ПАРАМЕТРОВ БУРОВЗРЫВНЫХ РАБОТ ПРИ ВЗРЫВАНИИ РАБОЧИХ УСТУПОВ

4.1. Технологические особенности и способы взрывания уступов

4.2. Разработка способа взрывания уступов на месторождении Мурунтау

Основные выводы

ЗАКЛЮЧЕНИЕ

ЛИТЕРАТУРА

Домашний очаг

Справочная информация

Техника

Общество

Образование и наука

Мир

Бизнес и финансы