автореферат диссертации по разработке полезных ископаемых, 05.15.11, диссертация на тему:Разработка технологии эффективного и безопасного взрывания уступа при интенсификации разрушения пород

кандидата технических наук
Михайлов, Александр Геннадьевич
город
Якутск
год
1994
специальность ВАК РФ
05.15.11
Автореферат по разработке полезных ископаемых на тему «Разработка технологии эффективного и безопасного взрывания уступа при интенсификации разрушения пород»

Автореферат диссертации по теме "Разработка технологии эффективного и безопасного взрывания уступа при интенсификации разрушения пород"

рг Б ОЛ

, г, СЕН В1

РОССИЙСКАЯ АКАДЕМИЯ НАУК . СИБИРСКОЕ ОТДЕЛЕНИЕ ИНСТИТУТ ГОРНОГО ДЕЛА СЕВЕРА

На правах рукописи Михайлов Александр Геннадьевич

УДК 622 235

РАЗРАБОТКА ТЕХНОЛОГИИ ЭФФЕКТИВНОГО И БЕЗОПАСНОГО ВЗРЫВАНИЯ УСТУПА ПРИ ИНТЕНСИФИКАЦИИ РАЗРУШЕНИЯ ПОРОД

Специальность: 05.15.11 - Физические процессы горного производства

Автореферат диссертации на соискание ученой степени кандидата-технических наук.

Якутск - 1994

Работа выполнена в Институте горного дела Севера.

Научный руководитель - чл. -корр. РАН В. Л. Яковлев.

Официальные оппоненты - доктор технических наук, профессор В.А. Падуков, кандидат технических наук, Заровняев Б. Н.

Ведущее предприятие - разрез "Нерюнгринский" ПО "Якутуголь"

Защита диссертации состоится " № " &К-Т&. 1994 г. I ^ часов на заседании специализированного совета К 003.44.01 при Институте горного дела Севера СО РАН по адресу: 677007, г. Якутск, ул. Кулаковского, 26

С диссертацией можно ознакомиться в библиотеке ИГДС Автореферат разослан ". /£>" СЫ^Л^/и/1994 г.

Ученый секретарь специализированного Совета д.т.н., проф. , ЕЮ.Изаксон

ОБЩАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА РАБОТЫ

Актуальность. Прогресс горного дела требует совершенствования взрывных работ, стоимость которых составляет 15^302, а результаты существенно определяют экономику и безопасность горных работ. Плохое дробление удорожает последующие процессы горного производства и увеличивает объемы опасных вторичных БРВ. Вредные проявления взрывов, особенно разлет кусков и отказы, ухудшают экономику и приводят к травмам ( 15.. 25% на карьерах) и авариям. Поэтому улучшение дробления уступа и уменьшение разлета кусков и отказов - важная научно-техническая задача.

Цель. Разработка технологии эффективного и безопасного взрывания . уступа на карьерах методом вертикальных скважинных зарядов.

Идея работы - оптимизацией параметров БВР создать условия для запирания энергии волн и газов в контуре разрушения и перераспределения энергии с вредных форм работы взрьша на полезные.

Методы исследований: анализ исследований и практики взрывных работ, эксперимент и инструментальные замеры, аналитические расчеты.

Защищаемые научные положения:

- интенсификация и безопасность разрушения уступа взрывом существенно возрастают при рациональном использовании энергии газов в фазах дробления и разлета породы;

- полезность и безопасность взрыва определяются полнотой запирания энергии волн и газов в контуре разрушения и степенью трансформации ее в полезные формы работы;

- максимально полезное использование энергии волн и газов обеспечивается совокупной оптимизацией основных параметров взрыва: заряда и сетки скважин, перебура, режима КЗВ.

Научная новизна. Дана модель разрушения уступа и разлета породы на основе акцентирующей роли энергии газов взрыва и метод расчета углов и скоростей разлета кусков породы. Разработаны методы расчета и оптимизации.основных параметров взрыва, основанные: 1) на предложенной модели разрушения уступа, 2) представлении сквачкнного заряда эквивалентным сосредоточенным. 3) согласовании одиночного заряда со своими ЛНС и согласовании работы смежных зарядов.

Практическая ценность. Предложены методы расчета ЛНС и показателя действия взрыва вертикального заряда, сетки скважин, перебура, режима КЗВ, радиусов опасных зон по разлету кусков. Обобщена статистика надежности СВ и причин отказов, предложены способы уменьшения отказов.

Достоверность научных положений, выводов и рекомендаций, изложенных' в работе, подтверждены положительными результатами промышленных

внедрений, сходимостью результатов аналитических расчетов с промышлен-но-полигонными экспериментами и производственным опытом.

Реализация работы. Результаты исследований использованы на Магнитогорском и Новобакальском железнорудных и карьерах стройматериалов Челябинской области, Нерюнгринском угольном и гранитном карьерах. Экономический эффект составил 0,6 млн. рублей (цены до 1989 г.)

Апробация работы. Основное содержание работы отражено в 38 публикациях. Материалы диссертации докладывались на научно-технических конференциях Магнитогорского ГШ, 1970-73г., Всесоюзных конференциях и семинарах, Ташкент,1973, 1974 г., Киев,1978, 1987 г., Якутск,1990 г., на техсоветах р. г. Магнитная, Челябинского Управления БВР, ПО "Якутуголь".

Диссертация включает 121 страницу текста, 17 рисунков, 11 таблиц, список литературы из 170 названий и приложение на 17 страницах.

ОСНОВНОЕ СОДЕРЖАНИЕ РАБОТЫ

Мзханику взрыва исследовали В.Адушкин, Е.Баранов, ЕБоровиков, С. Викторов, А. Вовк, Э.Ефремов, В. Исаков, Е Казаков, ЕКомир, В. Кузнецов, Б. Кутузов, И. Маляров, В. Машуков, а Мосинец, R Падуков, Г. Покровский, а Репин, Е Родионов, М. Садовский, ЕСеинов, И.Тангаев, А. Ханукаев, Е. Шемякин, Е. Шер и др. • Установлено, что энергия ВВ реализуется в энергию волн напряжений (60Z) и газов полости (402) и расходуется на дробление (3.,. 7%) сейсмоэффект и УВВ (1... 2%), перемещение раздробленной породы (до 20%).Остальная энергия непроизводительно расходуется на законтурное разрушение уступа, истечеиие газовых струй и разлет кусков.

Качество дробления остается важнейшей проблемой БВР и определяется трещиноватостью массива, уд. расходом ВВ, q и КОД взрыва. Эти факторы взаимосвязаны: увеличение q улучшает дробление блока, но увеличивает объеы зон нерегулируемого дробления (ЗНД) смежных, блоков, где возросшее раскрытие трещин снизит КПД следующих взрывов и качество дробления, что требует нового роста q и т.д. По сути дела, q - производный параметр от основных параметров взрыва, оптимизация которых позволяет управлять энергией отдельных зарядов и групп во времени и пространстве, подавая максимум энергии на дробление ЗНД и минимум - за контур разрушения и на вредные проявления взрыва, фи оптимизации параметров основополагающей является идея М. Садовского о благоприятном перераспределении энергии взрыва по различным формам. Выгода такого подхода двойная - улучшение дробления автоматически снижает вредные проявления.

' Эта идея наглядно реализуется в методе воронкообразования, где оптимальная ЛНС, W0 дает максимальный объем рыхления благодаря (по В. Падукову) перераспределению энергии волн - увеличению ее выхода в

воронку и уменьшению за контур разрушения, что улучшает дробление и снижает сейемоэффект. Ю. Виноградов, исследуя связь дробления и ширины развала взорванной массы, установил перераспределение анергии газа, возможное по В. Комиру также за счет' забойки и конструкции заряда

Баланс энергозатрат и плохая дробимость ЗНД указывают на резервы повышения КПД взрыва путем снижения законтурного действия взрывай увеличения КПД газов, так как "перемещение и истечение" наиболее энергоёмкие процессы. Литература по оптимизации параметров БВР, в основном, посвящена способам управления энергией волн, а не газов; исследования направлены преимущественно на улучшение дробления без связи с безопасностью взрывов, в частности, по разлету кусков породы и отказам.

Разлет кусков исследовали Э. Башкуев, А. Бейсабаев, С. Еле не кий, Я. Пучков, Р. Страусман, К. Ткачук, А. Черниговский и Др. В целом, это сложное явление., завершающее процесс взрывного разрушения и дающее до 30% травм на Срывах, мало изучено. Противоречивы гипотезы механики разлета, нет аналитических методов расчета скорости и углов вылета кусков; несовершенство методики ЕПБ по расчету радиусов опасных зон не исключает случаи аномального разлета кусков за зоны (0,12...0,21% [9,10]).

Отказы на массовых взрывах составляют 1... 5%, вызывают 15. ..40% травм и ущерб (1000 р. на отказ в ценах 1980 г.). Травматизм неизбежен, так как меры безопасности принимаются после обнаружения отказа, но само обнаружение происходит при "старой" технологии. Практики считают основной причиной отказов низкое качество СВ. Однако резкое'возрастание отказов в 60-х годах при переходе на многорядное КЗВ свидетельствует, что основной причиной отказов является законтурное действие взрыва: воздействие подвижки породы и газов взрыва на взрывную сеть и смежные заряды, усиливающиеся при увеличении ЗНД, большом интервале замедления и ч, малой сетке скважин и забойке[4].

В связи с вышеизложенным поставлены следующие задачи:

- разработка модели разрушения уступа и разлета кусков на основе учета взаимодействия волн и газов'в процессе взрыва;

- оптимизация заряда, сетки скважин, перебура и режимов КЗВ с целью запирания энергии волн и газов в контуре разрушения уступа и максимальной трансформации ее в полезные формы работы взрыва;

- разработка метода расчета скоростей и углов разлета кусков и радиусов опасных зон;

- установление причин и разработка способов уменьшения отказов.

Модель разрушения уступа и разлета кусков породы.

Волновая стадия. При взрыве зарядов волны сжатия обтекают, отра-

каются и смыкают трещины массива. На концах и берегах трещин за счет большой концентрации напряжений (К„-10. .30) и смены их знака (сжатие на растяжение) зарождаются новые концевые, откольные и контактные трещины. Когда они войдут в монолит, то возрастет общая длина трещин и Кц на их концах, что усилит разрушающую способность волн смежных зарядов при КЗВ, поэтому схема и интервал взрывания должны увеличивать число волн и угол телесного раствора*их подхода.

Волн растяжений в классическом понимании их как отраженных от свободных поверхностей нет - в реальных уступах с их четко выраженными ЗВД в кровле и груди уступа волны сжатия, не доходя до свободной поверхности, . отражаются от крупных техногенных трещин ЗВД, переразрушая среднюю зону взрыва. В дальние зоны - поставщик негабарита - энергия волн не поступает. Поэтому оптимизация параметров БВР должна уменьшать ЗНД за счет уменьшения перебура, неприменения малой сетки скважин, а < 25 и увеличение коэффициента сближения зарядов, п^ для снижения взаимодействия зарядов по линии главных напряжений.

Распор полости разрываег ее стенки и в радиальной трещине впрыскивается газ высокого давления. Ответная упругая реакция массива порождает кольцевые трещины разгрузки.. Полость и трещины, заполненные газом, образуют эквивалентную полость с радиусом 6,5... 3,5<1; для средних пород 4,5с1. Напряжения в монолитной среде на расстоянии г равны Рэ (I? /г ? - 6"(1? /г)* (1)

где ЁГ -давление газа в полости и прочность породы на сжатие. Трещиноватая и раздробленная порода передает давление лучше. По В. Кузнецову Р9 (К /г)'5 и 6;= Р5 Н /г, (Л/з)

т.е. эффективность волновой стадии разрушения предопределяет зффек-тивность газовой - если оно было мало, то увеличивается объем разруше-шения, приходящийся на газы, и ухудшается передача давления в него.

Статическая стадия. К ее началу все, что могло разрушиться - разрушилось и лишь свободная поверхность реализует для разрушения малые напряжения квазистатического поля, которые на груди забоя становятся растягивающими и увеличиваются в эпицентре воронки (рис. 1а) в 4 раза 6<= - 4Рэ(х4-«г+Я2)/(х%У2-Н2)2; при х=0 6-"~4РэЛ/г (//)(5) Ба участке шириной х = Ь величина 6"* превосходит прочность породы на растяжение 6~р> переходя после при х в напряжения сжатия. Массив разрушается как толстостенная мембрана, подпертая изнутри давлением % и закрепленная по контуру собственными напряжениями сжатия [6]. В эпицентре воронки трещины 1 дробят породу и вместе с откольной трещиной аЬ образуют новую свободную поверхность, на которой растягивающие напряжения порожданэт трещины 2, идущие до следующей трешдаы сс1, от кото-

« UiHiiJ'

2

e

a)

í

9) --Г)

а}.,, в) Стагим«си«я tía*»». Vj Стадия есоучмакк«..

pnc.i rCïe/w разрушения уступ*.

рой начинаются трещины 3 и т.д., рис.1. Отдельные крупные трещины могут играть роль свободной поверхности и при достаточной их длине -напряжения поля на трещине меняются от (1) к (4).

Одновременно идет встречное разрушение от полости, на периферии которой благодаря свободной поверхности напряжения увеличиваются до

р9 (1 + 21?г/уг) : (6)

. фи У7= 51? величина 6"„на 8% превышает % , при которой трещины эквивалентной полости находятся в равновесии. Нарушение равновесия вызывает подрастание трещин I1, которые дробят породу и сливаясь с трещиной разгрузки еГ, образуют разрушенный объем теГп, которой присоединяется к эквивалентной полости и образует породный поршень, передающий увеличенное напряжение на трещины еГ.гЬ, где зарождаются трещины 21 ,3.' Процесс разрушения является дискретным и очередной объем породы едЬГ, раз рушаясь и присоединяясь к породному поршню, дает на трещине сс! скачок напряжений за счет вытягивания эквивалентной полости и уменьшения V/ и лучшей передачи давления через поршень- с(1)по(3). Напряжения в разрушаемом контуре, т.е. в воронке дробления возрастают, а в тыл массива (вне контура) уменьшаются, т.е. благоприятно перераспределяется энергия статического поля. Максиму*! перераспределения будет при оптимальной ЛНС, когда максимальный объем породы подвергается разрушающим напряжениям растяжения, Ц + Я) Ь--> шах С12]. Решение с учетом (4),(6):

4, .= 1, 5Н "V 6/6р; 23... 30<1 ' (?)

Здесь и далее диапазон указан для трудновзрываемых (чт=2кг/м3) прочных пород с 6р~0,05б' и легковзрываемых ,5 кг/м^ бр-ОДб). Предложенная модель разрушения уступа позволяет определять и другие параметры БВР.

Расстояние между скважинами. Работа смежных зарядов согласована, когда равны обе ЛНС - до груди забоя и контура воронки смежного заряда а =1,1...1,2У; в среднем а0=1,15У »26...34с1 Г?)

Оптимальный коэффициент сближения скважин из (8) т0=1,15 (9) Максимально преодолимая ЛНС определится из (5) при ЕГр

4^-21? -V 6/6-р ; - 31 ...40 (10)

Предложенная модель разрушения объясняет-почему уменьшение расстояния между скважинами и увеличение ц в 1,5..2 раза не помогает преодолевать завышенную ЛНО > У/л.- в этом случае каждый заряд работает отдельно и их напряжения по (4) не суммируются. Для образования общей эквивалентной полости расстояние между спаренными скважинами не должно' превышать й ~ 5с1, что совпадает с практикой. Соотношение

Ч/Чи-0,75 ' (И)

соотвествует практике, данным Хефера и расчету максимума площади воронки при переменной V и постоянной образующей воронки, равной Ум.,

Расчет ЛНС должен учитывать прочность породы и массива. В (7),(10) учитывается прочность породы через R (так как величина R определяется ближним действием взрыва) и массива (через отношение 6~/6~р, которое в СНГ считается хрупкостью, в США - взрываемостью пород и является интегральной прочностно-структурной характеристикой массива).

Перебур. Известно, что максимальный 1П~1/3 W^.C учетом (10),(11) С =10... 13d; 1®= 1/3 W0- 1/4 Wa- 8... 10d. (12),(13)

Форма сетки скважин. Периферия воронки дробится хуже эпицентра, поэтому сетка скважин должна быть шахматной, а для равномерной плотности ВВ по площади блока - равносторонней с т^ 1,15, что совпадает с (9). У этой сетки расстояние между скважинами на 7,5%, а плопвдь растягивающих напряжений на 12% больше С12], чем у квадратной, что уменьшает отказы, объем ЗНД, размер и выход негабарита.

Стадия вспучивания. Слиянием встречных зон разрушения эпицент-рального сектора 1 радиусом вверху ЬЧ,5... 2.3R и внизу ~R завершается статистическая стадия длительностью tc~ 5... 7 мс на 1м ЛНС. Вспучивание начинается под углом образующей сектора оС ~70°.80°, поэтому центр движения находится не в заряде, а на глубине ~2W (опыты М.Садовского, А. Мудрагея). Смежный сектор 2, связанный с сектором 1 силами сцепления и трения и частично разрушенный в статической стадии, доразрушается напряжениями изгиба, сдвига, отрыва; затем он вспучивается, а разрушается сектор (3), и т.д., рис.1д. Таким образом, вспучивание не только подвижка раздробленной породы, но и продолжающийся процесс разрушения.

Длительность вспучивания велика -100мс на 1м ЛНС и обеспечивается предотвращением истечения газа после вылета забойки и раннего разрыва купола Последнее достигается одновременным завершением разрушения и подвижки породы по всем ЛНС. Опережающее вспучивание по одной ЛНС ведет к перетеканию энергии газа, ускоренному выбросу породы, подбою скважин и отказам и неполноценному дроблению по другим ЛНС. Перераспределение энергии газа зависит от скорости, Vbn высоты вспучивания, h.

При чрезмерной Vsподвижка происходит быстрее,чем время разрушения смежного сектора, что уменьшает объем воронки, а избыток энергии идет на чрезмерный развал и обратные выбросы. При заниженной h-0,3W воронки дробления с навалом не образуется - после выхлопа газа купол падает до уровня дневной поверхности. При подъеме купола коэффициент разрыхления породы, Kg 2h/l увеличивается, а давление газа под куполом падает от начального ^ до конечного Рк-1+Ь-^гт(1ат- атмосферное давление, - плотность породы). Предельный Кр , при которой порода сохраняет сплошность и купол "держит" газ равен 2, т.е. высота купола равна длине забойки, 1. Отсюда Vß= "V 2gl "= 9.,. 10 м/с для типовых 1 =4... 5 м. Газ

полностью отдаст энергию, на вспучивание, если давление Рк подняло столб породы купола точно на высоту 1т=1, чему при §п= 2,4.., 2,7 т/м3и Рк =2 ат. по адиабатте ВВ соответствует плотность газа р =2кг/м3, которое является фактически оптимальным уд. расходом ВВ на вспучивание, рЩ/а* 1 и минимальным на разлет кусков (или условным уд. расходом по Я Пучко-ву, определяющим дальность разлета кусков).' При $>0=2 кгЛри 0=Р1-(1-к)

10=16... 22; Р/а4-1 (при 1^-1/3) (14), (15)

(Р, 1с-вместимость 1м и длина скважины, к=1/1с -коэф. заглубления заряда)

Напор и отлет взорванной массы являются последней причиной законтурного действия взрыва, формирующего ЗНД на груди и кровле усту- . па. Надвиги по кровле достигают 15... 25 м, а кромка уступа поднимается-на 1... 2 м. После отлета и упругой разгрузки уступа появляется 2... 3 закола, а кромка уступа опускается до высоты ~0,Б^с остаточным Кр~1,05. Скорость и направленность вектора вспучивания регулируют объем ЗНД.

Механизм разлета. Во вспучивающемся куполе пустоты между кусками, запрессованы мелочью, поэтому газ не истекает. Когда толщина купола" уменьшится и силы сцепления сравняются с давлением газа, купол разрывается и истекающие газовые струи захватывают и разгоняют куски. Это не поршневой разгон наподобие пули в стволе, а аэродинамический разгон истекающими пороховыми газами после дульного среза до скорости [3] V. = 233(5>/Ы)°'2 е%Г (1,2;Ю- Ш.^/р)], (16)

где у- неполная гамма-функция; е-2,71; N=20/3^11,;рп-л -параметр разлета;

5 м2, пр~ площадь единичного разрыва и число разрывов купола; Л, Лм<-~ 0,7м - размер расчетного и максимального куска разлета.

Минимум V при малых N,0 стремится к скорости вспучивания купола; максимум - к скорости истечения газа, \г™ 233 $ при больших

Энергия газа под куполом определяется объемом купола, зависящим от заряда, забойки и сетки скважин - в этом взаимосвязь фаз дробления и разлета. Она в том, что разрывы купола определяют -траектории струй и вылета кусков. Основной разрыв купола происходит по образующей эпи-центрального сектора с <*.-~70°- это угол вылета кусков [11; то же дает расчет угла, под которым у двух бесконечно близких лучей вектор разницы скоростей вспучивания (т.е. расходимость купола) максимален. Максимум определяется с№/сЛ, т.е. ускорением, которое пропорционально силе, поэтому, подо(.~70 купол испытывает максимальное ускорение, расходимость и напряжения разрыва и 0^-70°-наиболее вероятный угол вылета. Даже при взрывах на выброс видны характерные лучи выброса под ~70° , хотя раствор воронки допускает углы 20.,, 30 .

, Методы расчета основных параметров взрыва. Рас-чет массы и конструкции заряда производился, исходя из требова-

ний: предотвращения истечения газа из скважины; согласования заряда с ЛНС по забойке; оптимальной высоты и скорости вспучивания. После вылета забойки с У3-100м/с начинают истекать газы с V,. - 233 '. Для завершения статической стадии требуется забойка длиной

10 - V 0,7У - 17... 21 (1 ДЛЯ .-24... 30с1 /17/

Величина 1 =0,7У - наиболее употребительная на карьерах мира, но стадию вспучивания, время которой сотни милисекунд, эта забойка казалось бы обеспечить не может. Тем не менее, вспучивание происходит, а истечение прекращается' благодаря самозапечатыванию скважин, впервые замеченному нами С21: волна напряжений , идущая вверх вдоль скважины, и квазистатическое поле напряжений разрушают стенки скважин и смещают разрушеную породу внутрь, сужая и запечатывая скважины. Длина запечатывания, способная удержать давление газа 1,-1 Од. Расчеты для 0= 270 кг, 1 -4,5м, <3=0,2м при скорости смещения стенок скважины У»10 м/с показывают - пока за .5. мс вылетит забойка, диаметр скважины уменьшится в 2 раза, а сечение - в 4 раза; через 10 мс скважина запечатается, потери газа составят 75 кг, в то время как без запечатывания - 173 кг.

У оптимальной конструкции заряда вылет забойки совпадает с завершением запечатывания. Для этого необходим воздушный промежуток, от которого волна сжатия максимально отразится и разрушит стенки скважины, начав сдвижение породы в волновой стадии. При забойке в месте запечатывания отражение волны шло, вследствие близости импедансов породы и штыба забойки и запечатывание начинается позже, в статической стадии. С учетом этого, оптимальные конструкции таковы: забойка длиной 1-5, затем воздушный промежуток 1, =7... 10 и забойка 1=5 или воздушный промежуток 1=7.. 10 и забойка 1=10.

Управление действием взрыва. Действие скважинного заряда равно действию сосредоточенного равной массы с эквивалентной ЛНС, У^СШ Р(1г1) 0 %еРёх Р У 1 \ ------------------------ .[ ---М ( откуда:. (18)

Ч? «з 21Д'кг У

о

; П = V 0,83'Р(1/к2-1)Л}г^-0,6 7. (19), (20) Скважина заряжена до устья. Из (19) ,(20) при 1=1с1 ^УТП^ п-^ 0,83 Р/с^.З.,. 6,7)^1^=2,2... 4. для (1=0,2... 0,4м (21),(22) Радиус воронки, равен !?в=иэп= V Р-1^=33... 37с1 и на <-30% превышает сетку скважин- на карьерах, т.е. перезаряд скважин приводит к отказам и аномальному разлету кусков породы.

При малом заглублении заряд рыхления переходит в выбросной, п=1 Р/2ч~18Л'аМЗ.,. 15с1; к&=1/4; (23)

При увеличении 1 энергия газа перераспределяется с выброса на усиленное дробление; центры эквивалентного заряда и скважины совпадают Vfe - 0,51с ; тогда из (19) ка=0,28 и =15.,. IV (24)

Согласование заряда с ЛНС достигается по В. Падукову при

V"Q?W-1; из (18) lf/P- 0,5(l/ka-l) (25)_,(2б)

В (26) согласованы основные параметры. Для типовых. 1=50... 60 •

3~/рТ2; 1о-48; ко-0,3... 0,35 . (27), (28), (29) Оптимальная забойка фиксирует верхний торец заряда и обеспечивает удовлетворительное дробление верха уступа При удалении от торца каждая часть заряда уменьшает вклад в дробление верха и переключается на дробление уступа на уровне колонок заряда, где и так энергонасыщенность в 2 раза больше, а структура массива лучше. Это и есть оптимальная длина заряда, удлинять которую ради дробления верха уступа - бесполезно, а ради дробления середины - нецелесообразно. Эффективность работы газов в стадии вспучивания при q=const максимальна при наибольшем объеме разрушения, расположенном выше центра заряда

V -a W3=t Р1с(1 -k)/qH]-^2kz/k+l>. —> шах, откуда ко-0,36 ( 30) Увеличение заглубления"снижает эффективность из-за несогласован- • ной работы взрыва по вертикальной и горизонтальной ЛНС до камуфлета 1?-V 3,4P/qT;Ji9-35...40; kp «2/3 (31)

При взрывании с Т<р=35 верх уступа не вспучивается, а оседает на место вылетевшей средней части. Характерный признак такого взрыва- появление негабарита с отверстием от скважин. Однорядное взрывание с 40 для дренажного водоперехвата 171 дает сквозную щель без'вспучивания.

Согласование системы зарядов' происходит при равенстве ЛНС a - V3; из (19) для к0=1/3.,. 0,36 а - 0,55... 0,57^; а0=27... 33 ( 32),(33) Согласование системы зарядов по верху уступа. Если-воронки смежных зарядов перекрывается, то возрастает разлет кусков и отказы; если не .касаются, то ухудшается дробление. Воронки касаются, если RB= n>W3- 0,5 а; п - 0,5 и 17.,. 20 (34) Оптимальная ЛНС 1-го ряда скважин. Нами установлено,что согласование происходит при _

VF/W -1,откуда W0=26,6 ( 35) ч

Близкий к этому результат получается из зависимости М. Борескова с учетом взрываемости Wo=0,9.. l.oS^JP; Wc=24... 28,что совпадает с (7) Заряд рыхления переходит в выбросной при п=1 и камуфлет при

Wg-V Р/сц,=19... 22d; typ-2-V P/q^-37..'. 43d (36), ( 37) Согласование обеих, ЛНС одиночного заряда по подошве и забойке. С учетом (19,25,35) V -^Y 2к2/(1-кУ -1,51, (3§)

т.е. соотношение радиальной и торцевой работы взрыва равно~1,5, что

теоретически показано Г. Покровским и лютверждено нашими исследованиями горизонтальных зарядов выброса при Р=1.. 350 кг/м - отношение радиального и торцевого радиусов воронок равно 1,5. Это же следует из расчета забойки 1-0,7W С13), требуемой для завершения статической стадии разрушения и соотношений W6/lb(23,36) и W0/l0.

Диаметр и длина скважины согласовываются (26). При к0=1/3

2ЛГР ; d - 0,021с Расчет перебура.- Практики относят параметр к малозначащим, хотя он определяет объем ЗНД в кровле уступа На карьерах используют максимальный перебур, нужный лишь для УЛ, и с ним бурятся скважины 1-го ряда и часто - блока. Установлено, что существует минимальная ЛНС, W„;tl, ~ 0,5V/ц, для которой перебур не нужен (8]. На интервале iWju.

ln-2/3(V-0,5V^); для а0 1°-8..,9, что совпадает со значением (13), полученным из модели разрушения. Перебур уменьшается на практике С 8] на 0,2... 0,8 м с увеличением скорости бурения и сохранности скважин и снижением выхода негабарита из кровли уступа На участках уступа с мелкоблочной породой для увеличения выхода горной массы и сокращения объема бурения используются максимальные 1пи Vm_; с крупноблочной - для снижения выхода негабарита-минимальные.

Режимы КЗВ. Согласно модели разрушения перераспределение энергии взрыва при КЗВ происходит при взаимодействии волновых и статических полей напряжений с зонами разрушения ранее взорванных зарядов. Эффективность волновой стадии обеспечивается многоцикловым воздействием волн на трещины-вокруг ранее взорванных зарядов. Эффективность статической стадии, возрастает за счет увеличения числа свободных поверхностей и объемов разрушения, где напряжения возрастают с (1).на (2,3), а стадии-вспучивания - за счет подвижки породы в сторону ранее взорванных зарядов, что уменьшая энергию газа под куполом и увеличивая площадь разрывов купола, уменьшает развал породы и разлет кусков [13].

Оптимальное замедление /(^.Качество дробления породы определяется, в основном, дроблением ЗНД. Величина ОТ. должна обеспечить максимальную подачу энергии волн в эти зоны, что достигается при замедлении, равном времени статической стадии разрушения <Г0=^Ь 51, мс; при 1о 'VlOOd, мс При % нет подвижки породы и поэтому отказов. При'о'^отказы возможны, а волны 2-го заряда не проходят в ЗНД эпицентрального сектора 1 -го заряда, отражаясь от образующей сектора и переразруиая среднюю зону взрыва; приТ^р увеличивается сейсмоэффект. Наиболее полно эффекты КЗВ используется при сетке скважин а ~ 30. Сейсмозаписи показали, что средний уровень колебаний на массовых взрывах превышает уровень одной груп-

пы на 10...20%, т.е. меньше, чем по правилу "двух третей", фи малой сетке, 5 <<25 вероятны отказы и собственные зоны разрушения смежных зарядов практически сливаются, уменьшая эффект, совместного действия при КЗВ. Правильность (43) подтверждается нашими опытами, практикой страны, где за последние 20 лет отошли от больших замедлений, и практикой мира, где замедлители выпускаются на ~20 мс.

Форма сетки и схема взрывания, исходя из ранее сформулированных условий перераспределения энергии взрыва, определялась из требований:

- мгновенное взрывание смежных скважин исключается;

- максимальное число скважин взрывается с , минимальное с £~>

- максимальный угол телесного раствора подхода волн и подвижки породы^;

- максимальное расстояние между одновременно взрываемыми скважинами в ряду для уменьшения законтурного действия взрыва.

Наиболее полно этим требованиям отвечает шахматная равносторонняя сетка с ш0=1,15 и соединением скважин через одну, т5=3,б. В этой схеме 67% скважин взрывается с Т<, , ЗЗХ - с

Предложенные методы расчета параметров взрыва основаны на модели разрушения уступа и согласовании работы зарядов и дают близкие оптимальные значения параметров:

^ ЛНС по подошве, W0-23... 31 - из статической (7) и вспучивающей (15) стадий разрушения и corласованияЛР/W по опытный данным (35); &) шахматная равносторонняя сетка с коэффициентом сближения скважин ш0= 1,15 -из согласования смежных зарядов до груди забоя (9) и по верху уступа (стр.9) и максимальной эффективности КЗВ (стр.14); 3) сетка скважин, 26.,. 34- из статической стадии (8), максимальной эффективности КЗВ (стр.13) и согласования заряда и системы зарядов (33); заглубление (забойка) заряда, Т0=17... 20 - из статической (17) и вспучивающей (14) стадий, согласовании заряда (28) и ■ группы зарядов по верху уступа (34); S) коэффициент заглубления заряда (использования скважин), к0 =1/3... 0,36-из согласования заряда (29) и стадии вспучивания (30); б) перебур, Т°=8...9 - из статической стадии (13) и опытных данных (41).

Рекомендуемые значения параметров близки к действующим Техническим Правилам и практике ведущих карьеров. Эти методы расчета были проверены на опытных и массовых взрывах в породах с f=6... 14 (известняк, песчаник, мрамор, мергель, гранит, скарны, железные руды) и позволили при q-0,55... 0,65 кг/м3уменьшить на 10... ЗОХ расход ВВ, бурения и забойки, снизить выход негабарита в 1,5... 3 раза, уменьшить ширину развала и разлет кусков породы на 20... 40Z и количество отказов в 3... 5 раз, исключить обратные выбросы породы, снизить сейсмонагрузку на массив. Предложенные методы, естественно,, не исключают применения иных пара-

метров для местных условий и специфических задач, но для типовых условий карьеров позволяют' сузить интервал проверяемых■Значений параметров

Безопасность взрывов по разлету кусков.

Скорость разлета из (16) при Q,q=const определяется плотностью газа под куполом, р и.числом разрывов купола, пр. Увеличение нагрузки на заряд уменьшает p=Q/azl и увеличивает число и общую площадь разрывов, что уменьшает скорость и вероятность аномального разлета. Взрывы одиночных скважин показали, что в "-50% случаев куски разлетаются по отдельным лучам, сходящимся к скважине, причем дальность разлета возрастает с уменьшением Пр. При нормальном^распределении вероятность аномальной скорости при пр=1... 3 равна 1,3-10 ,что близко к статистике аномального разлета Вероятность пропределяется качеством дробления и горно-геологическими условиями. При. мелком дроблении ни одно из направлений при вспучивании не имеет преимуществ перед другими, наиболее вероятны большие пр и разлет - незначительный и равномерный. При пло- . хом дроблении, когда купол представлен сочетанием прочных и слабых пород (гранит■и" дресва, мерзлота и талик, известняки и карст), крупноблочными породами или ' монолитом, разбитым заколами от предшествующих взрывов, некоторые направления получают преимущества и вероятность пр^ 3 возрастает. Наличие в куполе кусков д >0,7м уменьшает пр, так как поверхность купола перекрывается невылетающими кусками. Расчеты показывают, если таких кусков 10%, то вероятность npi 3 возрастает в 7 раз.

Взрывы одиночных скважин показали, что 'чаще пр= 5. С учетом этого и уо=2кг/м3при оптимальных параметрах взрыва скорость кусков равна

V = V +186 { е''*"0^ С 1,5( 1- 1/е3''0^ ) - 1 ]+1 } . (44)

о о

Угол вылета при расчете опасных зон - 30 для людей и 70 для машин.

Аномальный разлет кусков. Теоретически разрыв купола и истечение газа может начаться в любой момент, но практически при достаточном заглублении заряда, обычней структуре массива и соблюдении ЕПБ купол разрывается в конце вспучивания при решающем уменьшении плотности газа. Но среди огромного количества взрываемых скважин встречаются такие, в воронках которых имеются карсты, заколы, и т. д. Эти ослабления провоцируют ранний (до вспучивания) прорыв газа и фокусируют энергию истечения в одном направлении ("ствольный" эффект). Сочетание большой плотности газа с одним разрывом обеспечивают аномальную скорость и с углом вылетаоС~30°- аномальную дальность, R >1км. Ошибочно считать малую ЛНС причиной аномального разлета, так как при ней купол быстро разрушается и вспучивается с существенным уменьшением р; кроме того, малые ЛНС да-

ют по таблЛП ЕПБ радиус зоны, 600м. При аномальном разлете заряд расположен в прочной породе и соприкасается с вытянутой пустотой (карст, заколы), выходящей под «С ~30°к дневной поверхности, пустой или частично заполненной глиной, песком, водой с несколькими кусками скалы. Щри взрыве начинается истечение газа с Уг-1000м/сек. Плохо простреливаемая порода из-за перетока газа в пустоту простреливается еще хуже, что способствует сохранению большой плотности газа. Разгон - аэродинамический с р=20... 50кг/м5 и пр=1 в (16) или поршневой - при длине пустоты 2... 4м и р=240... 50кг/и кусок разгонится до У=500... 230м/с. Форсированное истечение обусловливает плохое дробдение: часто нет воронки дробления и даже сохраняется устье скважины; иногда образуются необычные заколы, провальные воронки и выступает вода. Разлет происходит в виде направленного снопа, куст из которого падают на одной прямой; в работе проанализированы случаи аномального разлета. Можно утверждать, что аномальный разлет - уникальная вероятностная комбинация горно-геологических условий, приводящая- к "ствольному" эффекту.

Методика расчета радиусов опасных зон для оборудования, ^[10,11] По (23),(36) определяется показатель действия взрыва Если п <1, то ->п ■ , где ЛНС по забойке определяется по (19). Если п то 1?3 устанавливается по табл. 1П ЕПБ для всей зоны при разлете через верх уступа, а в сторону выработанного пространства - с ЛНС до груди забоя. Особую опасность представляют перезаряженные, заваленные, "подобранные" скважины. Эти неизбежные на карьерах случаи должны быть заранее. учтены в типовом проекте ББР, как и новшества на карьерах (укороченная забойка, скважины большого диаметра и БВ повышенной мощности), которые нередко переводят взрыв рыхления в выброс, а расчет опасной зоны ведется как для зарядов рыхления. Максимальный радиус опасной зоны для скважин заряженных до устья определяется по (21),(22).

Мэ тодика была проверена на массовых взрывах Нерюнгринского разреза объемом 15млн. м3. Разлет за расчетные зоны отсутствовал, в то время как на трех взрывах - превзошел зоны по ЕПБ. Заложенная в методике (27), (31) возможность управления разлетом изменением заглубления заряда позволили на 50... 100м уменьшить отгон оборудования, простои при взрывах и безопасность для персонала и техники. Методика используется на массовых взрывах разреза с 1988 г. без аварий по разлету кусков.

Исследования отказов. Статистикой установлено, что вероятность отказа 1м ДВЭ-12 равна 4-106, ДША -3,5-10'5, КЗДШ-2(6-104''... 3,6-10* (последнее при хранении КЗДШ при повышенной влажности и низких температур Севера). С учетом этого вероятность отказа скважины составляет

- 0,1%; при неоптимальных параметрах БВР вероятность увеличивается до 1%, а при нарушениях проектов и ЕПБ - до 3... 5%.

.Причины отказов.- Разлет кусков не опасен, так как куски не догонят детонацию блока. При совместном взрывании нескольких блоков отказ возможен. Безопасный интервал времени между взрывами блоков, расположенных на одном и разных горизонтах, равен [51

Ъ « О,?-"1/^ , с ; I « 0.5-У1Г , с где Я - расстояние мевду блоками, м, Н - высота уступа, м

Ударно-воздушные волны при больших интервалах замедления догоняют детонацию блока и рассоединяют некачественные соединения ДШ, или во время срабатывания. КЗДШ забрасывают ДШ с образованием острого угла против хода детонации. Безопасный интервал по длине блока равен

Т < а/Уу +1/У^пг ~3а 4 40/Пг,шд. где Уу , пг- скорость УВВ, м/с, номер взрываемой группы.

Подвижка породы и воздействие истекающих газов взрыва высокой1температуры и давления - основные причины отказов, особенно при нарушениях проектов (неточная разбивка и забуривание скважин, пе$5аряд или зависание заряда), когда уменьшение расстояния между смежными зарядами в г раз сокращает время разрушения и подвижки в г3~ в 2... 4 раза при типовых нарушениях 141. Разрушенность зоны нерегулируемого дробления от чрезмерных перебуров способствуют отказам, особенно зимой при смерзшейся верхней корке породы, так как подвижка начинается сразу после детонации без паузы на статическую стадию разрушения и отказ возможен при'Род/У^Юмс (Ув~10 м/с). Прорыв газа через крупные трещины, особенно заколы, происходит через 5... Юме.

В соответствии с предложенной моделью разрушения уступа и методами расчета параметров взрыва безопасный интервал замедления, сетка скважин и забойка равны

мс, а=27... ЗЗа, м, 1=17... 20а, м Использование рекомендуемьокка.раметров взрыва на разрезе "Нерюнг-ринский" снизило количество отказов до 0,2%.

ЗАКЛЮЧЕНИЕ

В работе дано решение актуальной научно-технической задачи по разработке эффективной и безопасной технологии разрушения перрод в уступе. Основными научными и практическими результатами являются: 1. Дробление уступа происходит при совместном действии волн и газов. Волны начинают, а газы в статической стадии продолжают и в вспучивающей стадии завершают дробление^ и осуществляют разлет, кусков, параметры которого определяются остаточной энергией газа под куполом.

2. Действие волн ограничивается размерами зон регулируемого дробления и временем прохождения волн. Основной объем и время разрушения приходятся на действие газов, поэтому необходимо предотвращать их истечение после вылета забойки и раннего разрушения купола. Первое достигается достаточным заглублением (к-1/3, 1^17... 20с)) и конструкцией заряда (0,51-воздушный промежуток, 0,51-забойка), позволяющих использовать самозапечатывание скважин; второе - оптимальным соотношением ЛНС по подошве и забойке, а/1-1,5, обеспечивающим одновременное разрушение и подвижку породы по всем ЛНС заряда.

3. Разлет кусков происходит за счет захвата и аэродинамического разгона газовыми струями, истекающими из разрывов вспучивающего купола. Взаимосвязь дробления и разлета заключается в том, что заряд скважины и объем купола определяют длительность истечения, а качество дробления купола - количество его разрывов. Граница дробления эпицентра воронки в статической стадии определяет наиболее вероятный угол вылета кусков <-70°

4. Перераспределение энергии газа с разлета на дробление происходит при увеличении нагрузки на ркважину, уменьшающей плотность газа под куполом, р=()/а21 до минимального значения г/М3.

5. Увеличение КПД газов достигается согласованием заряда с ЛНС по забойке и подошве уступа, V Ц и УР/У (для средних пород). При согласованной ЛНС объем зон растяжения и вспучивания максимален, скорость вспучивания оптимальна -10... 12м/с и равна по всем ЛНС.

6. Наиболее благоприятное перераспределение энергии волн и газов происходит при шахматной равносторонней сетке, т=1,15, а=27.„ 33с1, заглублении заряда к~1/3, 1 ~17... 20с1, перебуре 1п=8... 9с1, длине скважины, 1й~2-У~р\ диаметре скважины, 0,021П) интервале замедления, Т^-ЮОсЭ, мс и коэффициенте сближения зарядов, п^З.б (соединение скважин через одну, диагональные ряды). Эти параметры обеспечивают также минимальное количество отказов и разлет кусков породы.

Основные положения диссертации опубликованы в следующих работах:

1. Параметры безопасного взрывания на разрезах. - ЦНИИЭуголь. -1971,- Кб. (Соавторы: Пергамент В.К., Пономарев КГ.)

2. Обоснование рациональной конструкции колонкового заряда для дробления скальных пород // Сейсмобезопасное взрывание на горных предприятиях: Сб. науч. тр. Вып. 126 / МГШ - Магнитогорск, 1973. - С. 92-103. (Соавтор Печенкин К Д.)

3. Роль газовой динамики в разлете кусков породы при взрывах // Взрывные работы на объектах треста "Шуралспецстрой": Сб. - Челябинск, 1973. - С. 6-11. (Соавторы Печенкин К Д., Изймин Я Л.)

на объектах треста "Южуралспецстрой": Сб. - Челябинск,

1973. -С. 126-138. (Соавторы Летягин И С., Седельников R Д., Якупов М. А.)

5. Определение безопасного интервала времени при раздельном взрывании нескольких блоков // Взрывные работы на объектах треста "Южурал-спецстрой": Сб. - Челябинск, 1973,- С. 102-107 (Соавтор Бикбулатов КН.)

6. Физические предпосылки для установления параметров БВР // Открытые работы: Межвуз. сб. - Магнитогорск, 1976. (Соавтор Пинашин Е. А.)

7. Интенсификация проходки траншей на железорудных карьерах // Основные направления интенсификации открытого способа разработки месторождений руд- цветных металлов: Тез. докл. респуб. конф. - Алмалык,

1974. - С. 44-46. (Соавторы Попов С. И., Пинашин Е. А.)

8. Опыт взрывания с уменьшенными перебурами на карьерах // Горный журнал. - 1974. - N 9. - ( Соавторы: Цыгалов М. Н., Попов С. И., Пинашин Е. А., Ненашев R К )

9. Причины непредвиденного разлета на открытых разработках // Безопасность труда в промышленности. - 1976.- N11. ( Соавторы Ясашных В. И., Власов Ф. И.)

10. Обзор методов расчета радиуса зон, опасных по разлету кусков при взрывах скважинных зарядов // Безопасность труда в промышленности. -1984. - N 7. - С. 52-54.

11. Учет забойки при расчете радиусов опасных зон // Безопасность труда в промышленности. - 1986. - N 6. - С. 26-28.

12. Механизм разрушения уступа и оптимизации параметров БВР// Физико-технические проблемы освоения месторождений Севера : Сб. науч. тр. / М-во науки, высш.шк. и тех. политики Pit ЯГУ,- Якутск, Изд-во ЯГУ, 1992 С. 68-80.

13. Оптимизация параметров короткозамедленного взрывания // Проблемы горного производства на Севере: Сб. науч. тр. / СО РАН, ИГДС. -Якутск: ЯНЦ СО РАН, 1992. - С. 75-86. (Соавтор Олейник И.Е.)

Подписано к печати 2. 9.1994. Печ. л. 1,0. Тираж 100. МГП "Полиграфист" 677007, г. Якутск, ул. Петровского, 2