автореферат диссертации по разработке полезных ископаемых, 05.15.03, диссертация на тему:Исследование способов управления развалом при взрывании скальных пород на карьерах

На правах рукописи

РОЖДЕСТВЕНСКИЙ Владимир Николаевич

ИССЛЕДОВАНИЕ СПОСОБОВ УПРАВЛЕНИЯ РАЗВАЛОМ ПРИ ВЗРЫВАНИИ СКАЛЬНЫХ ПОРОД НА КАРЬЕРАХ

СПЕЦИАЛЬНОСТЬ 05.15.03 - "ОТКРЫТАЯ РАЗРАБОТКА

МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ"

Автореферат диссертации на соискание ученой степени кандидата технических наук

Екатеринбург, 1997

- г -

Работа выполнена в Институте горного дела Уральского отделения Российской Академии наук.

Научный руководитель - доктор технических наук, член-корр.РАН

Официальные аппоненты: профессор, доктор технических наук

кандидат технических наук БЕРСЕНЕВ Геннадий Порфирьевич Ведущая организация ОАО институт "Уралгипроруда"

Защита диссертации состоится "29 "декабря 1997 г. в 15 час. на заседании диссертационного совета К.200. 52.01. по адресу: 620219, г.Екатеринбург. ГСП-936, ул. Мамина-Сибиряка, 58, ИГД УрО РАН.

С диссертацией можно ознакомиться в библиотеке института. Автореферат разослан "24" ноября 1997 г.

Ученый секретарь диссертационного совета.

ЯКОВЛЕВ Виктор Леонтьевич

ХОХРЯКОВ Владимир Степанович

доктор технических наук

ОБЩАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА РАБОТЫ

АКТУАЛЬНОСТЬ ТЕМЫ. В настоящее время более 90% горных пород рабатывается с помощью буровзрывных работ (БВР), предопределяющих ективность всех последующих технологических процессов по добыче ереработке полезного ископаемого.

С увеличением глубины современных карьеров растет блочность, пость. обводненность, ухудшается взрываемость пород и руд. Для енсивного дробления скальных пород специалистами рекомендуются личенные удельные расходы ВВ до 1,0-1,5 кг/м3, а в некоторых чаях и до 2,0 кг/м3.

Опыт ведения горных пород на карьерах свидетельствует, что на-у с улучшением качества дробления пород увеличивается развал рванной горной массы. Ширина развала породы при рекомендуемых ышенных удельных расходах ВВ достигает средней величины 60-70 ров.

Большая ширина развала взорванной горной массы при узких рабо-

площадках и значительной насыщенности карьера различными меха-мами и коммуникациями приводит к значительным простоям гор-транспортного оборудования, снижает его производительность и по-ает опасность работ в карьере. В связи с вышеизложенным, пробле-управления развалом горной массы при взрывном дроблении скальных од является актуальной научной и производственной задачей.

ОБЪЕКТОМ ИССЛЕДОВАНИЙ настоящей диссертационной работы является совый взрыв, как технологическое звено, в результате которого исходит процесс получения взорванной горной массы с необходимой пенью дробления и параметрами развала, обеспечивающих высокопро-одительную, безопасную работу погрузочно-транспортного оборудо-

вания и экономичную работу предприятия.

ПРЕДМЕТОМ ИССЛЕДОВАНИЯ является установление закономернс управления параметрами развала и качества дробления взорванной ной массы при производстве буровзрывных работ на карьерах.

ЦЕЛЬ РАБОТЫ -повышение эффективности и безопасности работы но-транспортного оборудования в забойном пространстве карьерг счет управления параметрами развала горной массы при взрыЕ скважинных зарядов.

ИДЕЯ РАБОТЫ заключается в использовании взаимодействия одш менно взрываемых зарядов в группе в зависимости от параметров ровзрывных работ и схем инициирования для управления развало( многорядном короткозамедленном взрывании (МКЗВ).

НАУЧНЫЕ ПОЛОЖЕНИЯ, защищаемые в работе:

- ширина развала взорванной горной массы при взрыве скваж] зарядов постоянных параметров буровзрывных работ и характер) взрывчатых свойств ВВ зависит от расстояния между одновре! взрываемыми зарядами в группе, физико-механических и структ; свойств разрушаемого массива;

- минимальная ширина и максимальная высота развала взорв; горной массы при заданном удельном расходе ВВ, необходимом дл; чественного дробления скальных пород, реализуется при рассто: между одновременно взрываемыми зарядами равных 2.0, 2. 5 и 3. О ; тояний между скважинами в буровом ряду соответственно для м средне и крупноблочных пород;

- управление развалом взорванной горной массы при изме расстояний между одновременно взрываемыми зарядами сопровожд повышением качества дробления, уменьшением выхода негабар: фракций в 1,5-2,0 раза, заколообразования в тыл уступа и увели

угла его наклона на 5-Ю градусов.

НАУЧНАЯ НОВИЗНА ВЫПОЛНЕННЫХ ИССЛЕДОВАНИЙ:

- экспериментальными исследованиями в различных горно-геологи-ских и горно-технических условиях выявлено, что на ширину развала орванной горной массы существенное влияние оказывает первые три да скважин;

- установлена зависимость изменения скорости выброса взорванной рной массы по высоте заряда и расстояния до свободной поверхности тупа, параметров заряда и характеристик взрывчатого вещества, от-чающейся от ранее известных тем, что в ней учтены диаметр взрыва-ого заряда и физико-механические и структурные характеристики ссива;

- впервые выявлена экспоненциальная зависимость изменения шири-развала при разрушении уступа на свободную поверхность от отно-

тельного расстояния между одновременно взрываемыми зарядами;

- впервые определена зависимость влияния трещиноватости, физи--механических свойств массива, удельного расхода ВВ и относитель-го расстояния между одновременно взрываемыми зарядами на ширину звала.

ПРАКТИЧЕСКОЕ ЗНАЧЕНИЕ диссертации состоит в разработке способов равления параметрами развала в зависимости от физико-механических структурных свойств разрушаемого уступа, параметров буровзрывных 5от и расстояний между одновременно взрываемыми зарядами, обеспе-зающими высокопроизводительную и безопасную работу погрузоч--транспортного оборудования.

МЕТОДЫ ИССЛЕДОВАНИЙ включают анализ и обобщение современной актики управления направленным действием взрыва скважинных заря-з в карьерах, лабораторные и промышленные эксперименты, методы

математической статистики.

ДОСТОВЕРНОСТЬ НАУЧНЫХ ПОЛОЖЕНИЙ подтверждается удовлетворит! ной сходимостью результатов аналитических расчетов с данными \ мышленных экспериментов и фактическими показателями работы гор] предприятий.

РЕЗУЛЬТАТЫ РАБОТЫ базируются на исследованиях, проведении Первоуральском РУ, Бакальском РУ, Галкинском, Шарташском, Сарб; ком карьерах.

АПРОБАЦИЯ РАБОТЫ. Основные положения работы систематически , ладывались на конференциях и Ученых Советах ИГД МЧМ СССР (1972гг.), Всесоюзных научно-практических конференциях по буровзрьп работам (г.Кривой Рог 1974 г., г.Киев 1980 г., г.Губкин 1985 г., г.Челябинск 1986 г., г. Качканар 1995 г,1996 гг., на секции Упра: ния дроблением массивов горных пород взрывом "Междуведомстве] комисии по взрывному делу" г.Люберцы 1985 г., на совещаниях к но-технических работников по повышению эффективности буровзрьп работ (Первоуральского, Бакальского РУ, Галкинском карьере, ССГ1 технических совещаниях Союзвзрывпрома, Трансвзрывпрома. Уралвзр! рома (г.Москва 1980, 1985, 1989 гг.. г.Екатеринбург 1970, 1' 1985, 1996, 1997 гг.), материалы исследований использованы в пр: те института Уралгипроруда при реконструкции карьеров 11-1У Ма: ток Первоуральского РУ.

ПУБЛИКАЦИИ. По теме диссертации опубликовано 23 работы, пол но одно авторское свидетельство.

СТРУКТУРА И ОБЪЕМ РАБОТЫ. Диссертационная работа состоит введения, 4 глав и заключения. Содержит 196 страниц машинопис: текста, 29 таблиц и 31 рисунок, 11 приложений. Список использо ных источников включает в себя 138 наименований.

ОСНОВНОЕ СОДЕРЖАНИЕ РАБОТЫ

Изучение отечественного и зарубежного опыта по перемещению по-юд действием взрывов показало, что наиболее полно это направление >азработано при взрывах на выброс и сброс одиночных сосредоточенных ¡арядов.

Однако применение этих рекомендаций для карьеров при дроблении :репких скальных пород не привело к значительному снижению развала [, в первую очередь, из-за необходимости обеспечения качественного [робления при многорядном взрывании большого числа скважинных заря-дав. Поэтому задача управления шириной развала в карьерах выдели-ись в самостоятельное направление научных исследований.

Вопросы формирования взорванной горной массы для последующей ¡огрузки при использовании зарядов рыхления, рассмотрены в исследо-аниях академиков Н.В.Мельникова, В.В.Ржевского, докторов техничес-:их наук Г.И.Покровского, О.Е.Власова, А. А. Черниговского,Г.П.Деми-;юка, М. Ф.Друкованого, В.Н.Родионова, Э.И.Ефремова, В.С.Хохрякова, I. Н. Кутузова, Н. Я. Репина, Б. Р. Ракишева, В. М. Сенука, В. М. Аленичева, ..В.Гальянова, К.Н.Ткачука, Г.Г.Ломоносова, кандидатов технических аук В.И.Ильина, В.А.Малых, Г.П.Берсенева, А.И.Ермолаева, Я.М.Пуч-ова и многих других ученых и специалистов практиков.

Анализ современных исследований по управлению действием взрыва кважинных зарядов показывает, что на изменение ширины развала вли-ет большое число различных факторов. В то же время оценка степени лияния отдельных факторов на изменение ширины развала у различных сследователей весьма противоречива.

Из большого числа факторов, определяющих эффективность действия зрыва, нами были выбраны: физико-механические и структурные осо-

бенности взрываемых пород, удельный расход ВВ, взрывчатые хара: ристики применяемых ВВ, число взрываемых рядов, расстояние м> одновременно взрываемыми зарядами при МКЗВ.

Анализ различных способов управления параметрами развала взрывании скважинных зарядов показал, что при современных спос инициирования зарядов при массовых взрывах наиболее перспекти: направлением исследований является обоснование и разработка н способов МКЗВ. позволяющих наиболее эффективно управлять параме ми развала и качеством дробления.

В то же время управление развалом при интенсивном взры дроблении горных пород системой взаимодействующих между собой з дов и исследование влияния на дальность перемещения взорванной ной массы такого важного параметра, как степень влияния рассто между скважинами в группе одновременно взрываемых зарядов, изу недостаточно, что не позволяет обоснованно выбирать и рассчиты оптимальные схемы и порядок инициирования.

Основной целью исследования являлось повышение эффективност безопасности работы горно-транспортного оборудования в забо пространстве карьера за счет управления параметрами развала в ванной горной массы при интенсивном взрывном дроблении скальных род. позволяющих производить добычу полезного ископаемого с м мальными затратами трудовых и материальных ресурсов.

В соответствии с поставленной целью в работе решались следу задачи:

1. Изучить кинематику отдельных частей уступа при взрывании линенных зарядов.

2. Установить зависимость изменения скорости выброса породь расстояния до свободной боковой поверхности уступа, физико-мех

:ских и структурных особенностей и основных параметров буровзрыв-к работ.

3. Исследовать взаимодействие между одновременно взрываемыми .рядами при различных схемах инициирования и выбрать наиболее эф-ктивные.

4. Провести в производственных условиях проверку предлагаемых особов управления развалом и оценить технико-экономическую и эко-гическую эффективность их применения на карьерах.

Кинематографические исследования траектории движения кусков поды после взрыва зарядов показывают, что наибольшая дальность пере-щения раздробленной горной породы при взрывах скважинных зарядов

свободную поверхность уступа при максимальных удельных расходах происходит за счет действия значительных скоростей выброса поро-. достигающих 50 м/с и более, и достаточно высокой степени дроб-ния пород. В этих условиях на точность прогнозирования ширины звала наряду с действием взрыва зарядов может оказывать опреде-нное влияние сопротивление воздуха движению раздробленных кусков роды, влияние метеоусловий и возможности перемещения осколков поды по поверхности горизонта после их падения.

Проведенные исследования в различных горно-технических условиях эывания скважинных зарядов при максимальных удельных расходах ВВ, снятых на карьерах для получения качественного дробления (от 0,9 2,0 кг/м3) в породах с различной степенью трещиноватости показа, что в пределах точности, принятой в горном деле, сопротивлением здуха, влиянием метеоусловий на дальность перемещения породы мож-пренебречь. Расчетный критерий А.А.Черниговского, учитывающий «ство дробления и скорость выброса взорванной горной массы,в два за меньше предельной величины 0,3.

Экспериментально доказано, что вследствии сильной шероховатое поверхности горизонта, на которую происходит падение осколков, перемещение по горизонтальной поверхности не будет иметь места.

Исследование кинематики перемещения отдельных частей уступа г взрывании удлиненными зарядами производилось при дроблении грани ных уступов высотой 0,5 метра шпуровыми зарядами диаметром 32 к Масштаб моделирования принимался равным 1:20.

При взрыве уступа наружная поверхность последнего раскрашиЕ лась масляной краской через 10 см по высоте в различные цвета. £ мерация выделенных участков представлена на рис.1. Взрывались о/ ночные вертикальные и наклонные шпуры с различными конструкци? зарядов и забойкой из различных материалов. Взрывались шпуры прос ренные в один-три ряда, с различным порядком инициирования.

В результате анализа планов разборки взорванной горной массь мест нахождения окрашенных осколков породы было установлено, 1 во всех опытах минимальную скорость перемещения имеет участок расположенный в нижней части уступа, максимальное перемещение име участок породы на уступе, расположенный в районе верхнего торца г ряда ВВ (участок IV). Части уступа II-III формируют внутреш часть развала взорванной горной массы. Участок V уступа располаг ется по поверхности развала в верхней части. Эта закономерное сохраняется при взрывах зарядов различных конструкций, при одинс ном и многорядном взрывании. Кинематика отдельных частей уступа г взрыве удлиненного заряда представлена на рис.1. Было отмечено, с с увеличением ширины высота развала уменьшается и наоборот.

Для установления влияния выбранных факторов на изменение разЕ ла проводились исследования при взрывании уступов высотой от 8 24 м и скважин диаметром 0,11-0,27 м. Число взрываемых рядов oi

Кинематика отдельных частей уступа при взрыве одиночного удлиненного заряда

Сб *

4.5

ОПЫТ 1( 1

5.Е М/с .V

5.г

/ж

~лГ — (Лкя л.

1.0

2.0

ЗР

Рис. 1

Определение начальной скорости выброса породы при взрывании скважинного заряда ВВ на уступе по законам баллистики

V »

до 10. Для сравнения взрывались одиночные скважины.

Параметры сетки скважин рассчитывались по методике д.т.: В.М.Сенука, учитывающей основные физико-механические свойства пор и взрывчатые характеристики применяемых ВВ. Интервалы замедлен: принимались исходя из условия получения качественного дробления отсутствия отказов. Предельные величины интервалов замедления pací читывались по методике, разработанной в лаборатории разрушения го] ных пород взрывом ИГД УрО РАН.

При опытных взрывах по исследованию влияния трещиноватости i ширину развала замерялось среднее расстояние между трещинами в ы ней, средней части уступа и трещиноватость в районе верхнего тор] заряда. При замерах трещиноватости замерялись естественные и искусственные трещины, созданные на поверхности уступа от действ] взрыва зарядов последнего ряда скважин предыдущего массового взр] ва.

Наблюдение за изменением ширины развала в зависимости от сред] го расстояния между трещинами в различных частях уступа позволи. установить, что наличие трещин на поверхности уступа наряду со сш жением прочности взрываемого массива способствуют увеличению ширш развала.

Изменение ширины развала тесно коррелируется со средним расст( янием между трещинами в районе верхнего торца заряда ВВ, что объя< няется установленными закономерностями развала уступа при взрывам удлиненными зарядами. Зависимость изменения ширины развала взорва! ной горной массы от среднего расстояния между трещинами в верхн! части уступа определяется уравнением

Rt = 29,2 - 10,6 1тр, (п = 0.80) (1)

где I?! - ширина развала взорванной горной массы, м; 1тр - сред-расстояние между трещинами на уступе, измеренное в районе верх-

0 торца заряда, м; Т1- коэффициент корреляции.

В результате исследований установлено, что физико-механические йства пород оказывают меньшее влияние на изменение ширины разва-породы чем среднее расстояние между трещинами. Изменение ширины вала породы от коэффициента крепости пород по шкале проф. . Протодьяконова имеет вид

^ = 24,5 - 0,58 (Т1 = 0,82) (2)

где Г - коэффициент крепости по шкале проф. М. М.Протодьяконова. Исследования по выявлению наиболее важной характеристики взрыв-ого вещества, оказывающей наибольшее влияние на изменение ширины вала взорванной горной массы, проводились на опытных взрывах с зльзованием гранулотола, граммонита 79/21, аммонита 6ЖВ и их :ей, позволяющие изменять взрывчатые характеристики ВВ в доволь-иироких пределах.

Сравнение результатов изменения ширины развала взорванной гор-массы от бризантности,скорости детонации, теплоты взрыва, рабо-юсобности производилось парным сравнением по критерию Стьюден-"оссета с учетом уровня значимости 0,05 и числом степеней свобо-1]+п2 - 2 ( где П1,п2 соответственно число замеров ширины разва-

1 сравниваемой характеристики ВВ).

На основании проведенного анализа наблюдений в различных усло-; взрывания было установлено, что определяющее влияние на ширину ¡ала оказывает комплексная характеристика, учитывающая теплоту ¡вчатого превращения и плотность заряжания ВВ в скважине.

По результатам опытных взрывов в скважинах диаметром от 0,11 О, 27 м и различных схемах взрывания было установлено, что на из( нение ширины развала оказывают влияние только заряды первых т] рядов скважин. Причем с увеличением числа взрываемых рядов в э' пределах интенсивность влияния последующих рядов снижается.

Анализ содержания негабаритных фракций во взорванной гор; массе в зависимости от числа рядов в породах различной трещино! тости показал, что с уменьшением числа взрываемых рядов выход не] барита возрастает. Это наиболее характерно для средне-и крупноблс ных пород. Поэтому регулирование ширины развала при дроблении сре не-крупноблочных скальных пород за счет уменьшения числа взрывае( рядов нерационально из-за значительного ухудшения качества дроб.) ния.

Теоретическими расчетами и кинематографическими исследованш было установлено, что от момента детонации до начала сдвижения ; тупа проходит значительный промежуток времени, в течение которс процесс разрушения среды уже практически завершен.

Для определения влияния расстояния между одновременно взрывг мыми зарядами на ширину развала горной массы воспользуемся теорег ческими разработками О.Е.Власова для идеальной несжимаемой сре при взрывании сосредоточенных зарядов. Реальные условия взрыванш конкретных горных породах учитываются коэффициентом К, значения i торого были определены В.И.Ильиным и не связаны со всем многооб] зием условий применения удлиненных скважинных зарядов на карьера;

Выразив массы сосредоточенного и удлиненного зарядов через основные составляющие, после преобразований получим зависимость i менения скорости выброса горной массы, разрушенной при взрывах j линенного заряда ВВ в конкретных условиях взрывания.

з/-

V^отн

0,30 К / ЕВВР 13 с!3.....

уо= __ /- , (3)

Г!2 V Рп

где У0а - скорость выброса породы при взрыве удлиненного заряда ВВ. м/с; К - коэффициент, учитывающий условия взрывания заряда; г^- расстояние от оси заряда до ближайшей точки на поверхности уступа ,м; Евв - теплота взрыва ВВ. Дж; Р - вместимость 1 метра скважины, кг; 1отн= 1з / ~ относительная длина заряда; с13- диаметр скважины (заряда), м; 13 - высота заряда, м; рп - плотность пород. кг/м3.

Так как развал осколков породы при взрыве происходит в атмосфере, для определения скорости вылета их с поверхности уступа воспользуемся основными законами и методами внешней баллистики с учетом того, что влиянием метеоусловий, сопротивлением воздуха и перемещением по поверхности горизонта при применяемых сейчас параметрах БВР можно пренебречь. Основные геометрические параметры расположения скважины на уступе и траектория движения осколка породы элемента Дга, расположенного на поверхности уступа в районе верхнего торца заряда, показана на рис.2.

В соответствии с законами баллистики начальная скорость выброса осколка с учетом угла бросания и дальности перемещения его на расстояние определяется зависимостью

V ¿R / Ч

V06 = —--/--- , (4)

cos р /2[(Rj+ AR)tgP+Y0]

где V0 6 - скорость осколка породы, определенная по законам заллистики. м/с; Rj - измеренная от нижней отметки уступа дальность

перемещения осколка (ширина развала), м; Д^- поправка к далъност! перемещения осколка в зависимости от высоты его вылета, м; У0 - вы сота выброса осколка породы, м; (90-а) - угол вылета осколка град.

Поскольку значения скорости выброса осколка породы, определен ной аналитическим и баллистическим методами при известных условия: взрывания удлиненных зарядов, должны быть равны Ч0а ~ У0б, определим величину коэффициента К. Для определения коэффициента К был использованы результаты опытных взрывов, данные которых приведем во второй главе диссертации. Анализируя полученные результаты расчетов и значений коэффициента К, можно сделать вывод, что он зависит от физико-механических и структурных свойств пород, конструкци! зарядов, качества забойки и диаметра скважин, условий инициирования. Для условий интенсивного дробления скальных пород отбиралис! данные, полученные в результате опытных взрывов при сплошной конструкции зарядов с забойкой из отсева. Инициирование зарядов производилось промежуточными детонаторами и детонирующим шнуром. Значения коэффициента К равны: для диаметра скважин 0,22 м

К = (2,6+0,03П - 0,74 1тр. (5)

Для диаметров скважин 0,11-0,22 м

К = 0,0136 - (0,0095 с13 - 0,665) 1тр, (6)

где с!3 - диаметр взрываемого заряда, м.

Анализ различных схем МКЗВ, применяемых при бескапсюльном взрывании, показал, что характерным для них является группирование нес-

кольких скважинных зарядов, которые, как правило, взрываются одновременно. В связи с этим, несмотря на большое разнообразие применяемых на практике модификаций схем соединения зарядов, изучение общих закономерностей влияния нескольких зарядов на изменение ширины развала, можно свести к случаю взаимодействия их.

С учетом полученных зависимостей 3, 4, 5, 6, проводились расчеты изменения скорости выброса взорванной горной массы от расстояния. При этом сетка скважин, высота зарядов и прочие параметры БВР оставались постоянными.

Было установлено, что с изменением расстояния между одновременно взрываемыми зарядами появляется возможность управлять параметрами развала. Увеличение развала при уменьшении расстояния между взрываемыми зарядами можно объяснить следующим: при одновременном взрыве близко расположенных зарядов происходит сложение скоростей смещения разрушаемой породы от действия каждого заряда. При постоянстве параметров первого ряда скважин с увеличением расстояния между одновременно взрываемыми зарядами воздействие зарядов уменьшается, что обеспечивает снижение результирующей скорости выброса породы и соответственно ширины развала взорванной горной массы.

Последующими экспериментами на карьерах подтверждено, что с увеличением относительного расстояния между одновременно взрываемыми зарядами (Ьовз - отношение расстояния между одновременно взрываемыми скважинами к расстоянию между скважинами в ряду) ширина развала при взрывании массива различной степени трещиноватости изменяется по экспоненциальному закону (табл.1).

Экспериментально установлено, что наиболее рациональный способ изменения расстояния между одновременно взрываемыми скважинами обеспечивается монтажом взрывной сети из детонирующего шнура.

Таблица 1

Изменения ширины развала от относительного расстояния между одновременно взрываемыми зарядами

Расстояние между Зависимости изменения ширины Величина Ь0ВЗ

трещинами в верх- развала породы от относитель- для получения

ней части уступа, м ного расстояния, м наименьшего

развала

0, 3-0,5 =48,5 ехр(- 0,29 Говэ) 2,0

0, 5-0,8 I?! =52,1 ехр(- 0,17 Говз) 2.5

0.8-1,2 I?! =66,8 ехр(- 0,15 "Совз) 3.0

Зависимости изменения ширины развала при различных условш взрывания скважинных зарядов в породах карьеров Первоуральского от удельного расхода ВВ, расстояния между одновременно взрываем! скважинами и трекдановатостыо, описывается уравнением вида

Й! + 35)/^.3 -0.35 ] К1тр , (71

^ В 3 '

где К1тр - коэффициент учитывающий среднее расстояние между т щинами; я^з - удельный расход ВВ по первым трем рядам ске жин,кг/м3; Ьовз - относительное расстояние между одновременно вз{ ваемыми зарядами.

К1тр = 1,58 - 0,61 1тр (8)

Коэффициент множественной корреляции 0,57.

Графически полученные зависимости изменения ширины развала при различных схемах МКЗВ приведены на рис. 3.

В ряде случаев для еще большего снижения ширины развала породы применяют подпорную стенку из ранее взорванной горной массы. При одинаковой величине подпорной стенки, при взрывании с оптимальными расстояниями между одновременно взрываемыми зарядами ширина развала в 1.3-1,6 раза меньше (табл. 2). чем при других схемах инициирования скважин.

Таблица 2

Изменение ширины развала при некоторых схемах МКЗВ с подпором

Схема взрывания Ширина развала при взрывах, м Величина подпора в верхней части уступа, м

без подпора с подпором

Порядная Ь0ВЗ = (1,0-1. 2) 62 36-38 5-6

Диагональная Ьовз=(1,0-1,2) 50 28-30 5-6

Диагональная Ь0ВЗ=(2,8-3,2) 38 20-23 5-6

ИЗМЕНЕНИЕ ШИРИНЫ РАЗВАЛА ОТ УДЕЛЬНОГО РАСХОДА ВВ (ПЕРВОУРАЛЬСКЕ ГУ)

<

II =(30/1 +

1 ПОРЯДНАЯ Ь- 1,0-1,2 ;х -10-35мс 4. ДИАГОНАЛЬНАЯ I -1,5-21; т - 35 мс

2. ДИАГОНАЛЬНАЯ 1.-1,1-1,4 >10-20 мс {.ДИАГОНАЛЬНАЯ I - 2/» - 24; т-33 мс

3.ДИАГОНАЛЬНАЯ I-1,1 -1,4; <-35ме «.ДИАГОНАЛЬНАЯ 1-2,5-3,2;т-35мс

Рис. 3

Анализ профилей развала позволил установить, что максимальная высота развала тесно связана с размерами уступа, шириной развала, зависит от удельного расхода ВВ в целом по массовому взрыву и схемы взрывания зарядов. При дроблении крупноблочных пород с относительным расстоянием между одновременно взрываемыми зарядами, близком к 3,0 высота развала увеличивается в 1,1-1,3 раза в сравнении с ранее применяемыми на карьерах схемами инициирования (табл.3).

Поскольку при увеличении высоты заряда ВВ в скважинах ширина развала возрастает, разработан "Способ заряжания скважин в условиях отрицательной температуры окружающей среды", позволяющий формировать компактный заряд без воздушных и водных промежутков и за счет этого уменьшить ширину развала породы при взрывании удлиненных зарядов.

Таблица 3

Зависимости изменения максимальной высоты развала при схемах МКЗВ

Схема взрывания Максимальная высота Коэффициент

развала, м корреляции

Порядная (Ьовз = (1,0-1, 2) Нртах = Ну ехр(-0, 26 ч) 0, 83

Диагональная(Ь0ВЗ=(1,0-1,2) Нртах = Ну ехр (-0,18 я) 0, 79

Диагональная ("Г0ВЗ = (2,5-3,0) Нртах = Ну ехр(-0,10 ч) 0,80

где ч - удельный расход ВВ в целом по взрыву,кг/м3.

Опытно-промышленная проверка разработанных способов взрыва скважинных зарядов ВВ с увеличенными расстояниями между одноврем но взрываемыми зарядами проводилась на карьерах в разных горно-г логических и горно-технических условиях.

В качестве примера приводятся основные технико-экономические по затели, полученные в результате внедрения рекомендованных схем М на карьерах Первоуральском РУ при взрывании вертикальных и накл ных скважин диаметром от 0,13 до 0,22 м (табл.4).

Таблица 4

Результаты внедрения схем МКЗВ с увеличенными расстояниями между одновременно взрываемыми зарядами

Показатели Карьеры II-III Магниток Карьер IV Магни

до после до ПО с

внедрения внедрения внедрения внедре

1 2 3 4 5

Диаметр скважин, м 0,11-0,13 0,11-0,13 0,22 0, 22

Ширина развала , м 50-60 30-40 40-50 25-3

Высота развала,м 5-7 8-10 6-8 9-1

Выход негабарита(+900

мм), % 10-30 7-15 5-8 3-5

Угол наклона борта

Окончание табл.4

1 2 3 4 5

уступа, град. 65-70 70-75 60-65 68-73

Длина переукладываемы; <

путей в год, км 51 39 10 6

Время на зачистку и

переэкскавацию разва-

ла. час. 1900 910 1200 630

Экономическая эффективность, руб. 74950

Анализ опытных и промышленных взрывов показывает, что применение разработанных автором методов управления развалом позволяет также улучшить качество дробления взорванной горной массы, уменьшить выход негабарита, снизить воздействие взрывных нагрузок в тыл массива, что приводит к увеличению угла наклона уступа. Уменьшение ширины развала позволило снизить простои горно-транспортного оборудования в карьере, обьемы демонтажно-восстановительных работ вблизи мест производства массовых взрывов, улучшить экологическую обстановку в карьере.

ЗАКЛЮЧЕНИЕ

В работе дано новое решение актуальной задачи - управления ра: валом взорванной горной массы в различных горно-технических услов] ях путем оптимизации расстояний между одновременно взрываемыми з; рядами, параметров буровзрывных работ и схем многорядного коротю замедленного взрывания, обеспечивающих повышение эффективности безопасности работ с наименьшими материальными и трудовыми затрат ми на современных карьерах.

1. Ширина развала взорванной горной массы определяется стру турными и физико-механическими свойствами массива, характеристика используемого взрывчатого вещества, длиной и диаметром заряд расстоянием между одновременно взрываемыми зарядами.

2. Наиболее эффективное управление параметрами развала достиг ется изменением расстояния между одновременно взрываемыми заряда при различных схемах многорядного взрывания, полученных за сч монтажа взрывной сети из детонирующего шнура при постоянстве сет скважин и высоте заряда ВВ.

3. Минимальная ширина и максимальная высота развала достигает при относительных расстояниях между одновременно взрываемыми зар дами равных 2.0, 2.5, 3.0 соответственно для мелко, средне и кр1 ноблочных пород.

4. При оптимальных расстояниях между одновременно взрываемь зарядами ширина развала снижается в 1,2-1,6 раза и увеличивает его высота в 1,1-1.2 раза; улучшается качество дробления,снижаег выход негабаритных фракций в 1,5-2.0 раза; уменьшается действие : рядов в тыл массива и заколообразование, вследствие чего увелич! ется угол наклона борта на 5-10 градусов.

5. Определяющее влияние на ширину развала при взрывании скважин-ных зарядов на свободную поверхность уступа оказывают первые три ряда скважин.

6. Изменение ширины развала подчиняется экспоненциальному закону в зависимости от относительного расстояния между одновременно взрываемыми зарядами.

7. При рекомендованных схемах многорядного взрывания снижается объем демонтажно-восстановительных работ в 1,2-1,4 раза при подготовке и производстве массовых взрывов, повышается безопасность работы погрузочно-транспортного оборудования в рабочей зоне, улучшается экологическая обстановка в карьере.

8. Результаты исследований использованы в проекте реконструкции и расширения карьеров Первоуральского РУ. Рекомендации диссертации внедрены на Первоуральском и Бакальском РУ, Галкинском и Сарбайском карьерах с общим экономическим эффектом 152 тысяч рублей (в ценах 1990 г.).

ОСНОВНЫЕ ПОЛОЖЕНИЯ ДИССЕРТАЦИИ ОПУБЛИКОВАНЫ В СЛЕДУЮЩИХ РАБОТАХ:

1. Результаты лабораторно-полигонных экспериментов по изучению характера взаимодействия взрывов удлиненных зарядов в твердой среде /Сенук В.М., Смирнов A.A., Рождественский В.Н., Комаричев В.Г. //Труды/ИГД МЧМ СССР. - Свердловск, 1970,- Вып.26. -С.86-92.

2. Рождественский В.Н. Зависимость ширины развала от условий взрывания скважинных зарядов на карьерах //Труды/ИГД МЧМ СССР.-Свердловск, 1979,- Вып.59.-С.44-48.

3. Рождественский В.Н. Расчет параметров буровзрывных работ с учетом трещиноватости и качества дробления горных пород.Горн.журн.-

1981. -N7.-С.51-52.

4. Рождественский В. Н. Определение коэффициента запаса при рас четах безопасных, по развалу пород при взрыве, расстояний //Tpji ды/ИГД МЧМ СССР, - Свердловск. 1982.- Вып. 68.-С.16-19.

5. Рождественский В.Н.Пути снижения простоев горного оборудовг ния при массовых взрывах в глубоких карьерах //Труды/ИГД МЧМ СССР. Свердловск, 1984.- Вып.75.-С. 40-43.

6. Рождественский В.Н..Ермолаев А.И. Исследование параметре развала взорванной горной массы при применении различных типов ВВ карьерах Урала//Совершенствование буровых работ на горнодобываюи предприятиях КМА: Тез. докл. научно-техн.конф.-Губкин: НИИКЬ 1985.-С.36-37.

7. Эффективный способ управления параметрами развала при взрыЕ скважинными зарядами на карьерах /Рождественский В.Н., Малике Ю.И. .Шелестов П.П. и др. //Горн.журн.- 1985.-N9.- С. 15-16.

8. Рождественский В.Н. Влияние взаимодействия скважинных зар5 дов на параметры развала //Научн. -техн.прогр. в обл. буровзрывнь работ на разрезах: Тез.докл. Всесоюзн. научн.-техн. совещ.-Челябины НИОГР, 1986,-С.36-37.

9. Рождественский В.Н. Влияние числа рядов скважин на ширш развала при многорядном короткозамедленном взрывании //Труды/Ш МЧМ СССР,- Свердловск, 1990.- Вып.89.-С.40-44.

10. Рождественский В.Н. Исследование изменения коэффициент разрыхления горной массы при взрывных работах// Монтажные и спещ альные строительные работы. Серия V. Специальные строительные рабе ты: Научн.техн.реф.сборник / ЦБНТИ Минмонтажспецстроя СССР,- М. 1981. - вып. 7, С. 12-13.

И. A.C. 1120797 СССР, МКИ4 Е 42 Д 3/04. Способ заряжания сквг

жин в условиях отрицательной температуры окружающей среды/ Лебедкин Ю.М., Рождественский В. Н./СССР/-И 3418593/40-23; Заявл. 07.04.82.

12. Рождественский В.Н. Снижение величины развала взорванной горной массы при повышении качества заряжания скважин

//Инф. листок о научн.техн.достижении.-Екатеринбург: Свердловский ЦНТИ, 1997.-М 85-97. -4 с.

13. Рождественский В.Н. Применение диагональных схем МКЗВ с увеличенным коэффициентом сближения скважинных зарядов на карьерах. //Инф. листок о научн.техн.достижении. -Екатеринбург: Свердловский ЦНТИ, 1997.-И 105-97. -4 с.

14. Рождественский В.Н. Исследования эффективных способов управления развалом взорванной горной массы на карьерах//Сборник/ИГД УрО РАН.-Екатеринбург, 1997. (в печати).