АНАЛИЗ СМЕЩЕНИЯ ГОРНОГО МАССИВА ПРИ ВЗРЫВАНИИ “В ЗАЖАТОЙ СРЕДЕ” И ИЗУЧЕНИЕ ЗАКОНОМЕРНОСТЕЙ ФОРМИРОВАНИЯ РАЗВАЛА ПРИ МАССОВЫХ ВЗРЫВАХ НА КАРЬЕРАХ

АННОТАЦИЯ

В работе исследован анализ смещения горного массива при взрывании «в зажатой среде» и изучение закономерностей формирования развала при массовых взрывах на карьерах

ABSTRACT

The paper investigates the analysis of the displacement of the rock mass during blasting “in a clamped environment” and the study of the patterns of collapse formation during mass explosions in quarries.

Ключевые слова: Технология буровзрывных работ на карьерах, скважинного заряда ВВ, напряженно-деформированное состояние массива, борт, взрывной волны, управление качеством дробления горного массива, устойчивость

Keywords: The technology of drilling and blasting in quarries, borehole explosive charge, stress-strain state of the massif, edge, blast wave, rock mass crushing quality control, stability.

Развал взорванной горной массы оказывает влияние на работу карьера. Поэтому важной задачей является управление развалом пород, которое осуществляется путем применения различных схем взрывания, а также оставлением в забое перед взрывом подпорной стенки. Вместе с тем, вопросам оптимизации ширины подпорной стенки посвящено недостаточно работ, причем, как правило, они рассматриваются для применения гранулированных типов и простейших составов ВВ, а также инициирования зарядов с помощью ДШ.

Целью исследования взрывания пород в “зажатой” среде является изыскание инженерных способов эффективного управления развалом пород и исследование параметров закладываемых зарядов ВВ для создания оптимальных размеров подпорной стенки, сохранения геологической структуры горного массива, сокращения подготовительно-восстановительных операций при взрыве на уступе, повышения безопасности и увеличения производительности работы погрузочно-транспортного оборудования.

Чтобы по дальности бросания определить ширину развала, его максимальную высоту и другие параметры, необходимо принять модель формы поперечного сечения развала. Принятая модель формы поперечного сечения развала представлена на рис. 1.

Рисунок 1. Модель поперечного сечения развала отбитой горной массы

Взрывом ряда скважин отбивается объем, поперечное сечение которого на рис. 1 имеет вид параллелограмма АВСД. Форма поперечного сечения развала по модели слагается из пяти геометрических фигур: прямоугольника 2 и четырех треугольников 1, 3, 4 и 5.

Ширину передней части развала рекомендуется определять по формуле [1, 5, 7]:

,                              (1)

где      n – число взрываемых рядов скважин.

Ширину развала рекомендуется определять по формуле [5, 7]:

.                              (2)

При диагональном короткозамедленном взрывании ширина развала укорачивается. При присвоении вспомогательной величины L* значение рассчитанной ширины развала L*=L, уточненная ширина развала при диагональном взрывании будет определяться по формуле

L=L*(0,75+0,27cos2φ),                              (3)

где      φ – угол между бровкой уступа и диагональю взрываемого ряда скважин.

Для определения высоты развала необходимо найти суммарную площадь фигуры развала по модели сечения развала и приравнять ее площади АВСД с учетом коэффициента разрыхления породы при взрыве. Выполнив соответствующие построения и преобразования, получено

 .                  (4)

Здесь В₁ – высота прямоугольника 2 в модели сечения развала.

Высота треугольников 4 и 5 модели сечения развала

В₂=0,25В₁.                                       (5)

Максимальная высота развала

В=1,25В₁.                                        (6)

Для удобства построения контура развала определяется расстояние по оси х от начала координат до максимальной высоты развала

L*=0,5(L–L₂).                                            (7)

Коэффициент кучности развала определяется по формуле

                                             (8)

Величинами, определяющими ширину развала, являются: энергия заряда ВВ, плотность породы, ускорение силы тяжести и линия наименьшего сопротивления.

Ширину развала породы при взрыве первого ряда скважин можно определить на основе теории подобия и размерности:

                                       (9)

где  W – линия наименьшего сопротивления, м;

Е – энергия заряда ВВ, Дж;

ρ – плотность породы, кг/м³; g – ускорение силы тяжести, м/с²;
f – коэффициент крепости пород по шкале М.М.Протодьяконова.

Данное уравнение с учетом коэффициента крепости пород f можно записать в следующем виде:

 .                                               (10)

Общее разрушающее действие взрыва пропорционально энергии заряда ВВ и определяется полной величиной взрывного импульса [5, 6].

Основными параметрами ВВ, в наибольшей мере влияющими на уровень энергоемкости взрывного разрушения горных пород и экономию затрат на взрывные работы, считаются:

• абсолютная весовая энергия Е_т или полная идеальная работа Е_п взрывчатого вещества (мДж/кг);
• абсолютная объемная энергия Е_v; (мДж/м³)
• детонационное давление РD;
• давление газообразных продуктов детонации в скважине Рс;
• скорость детонации D, м/с;
• коэффициент мощности, km;
• идеальная работа взрыва Ер.

При постоянном объеме зарядной полости запас энергии ВВ изменяется пропорционально объемной энергии [8]:

E_v=Е_т·ρ_вв,                                                  (11)

где   E_v – абсолютная объемная энергия ВВ, мДж/м³;

Е_т – абсолютная весовая энергия ВВ, мДж/кг;

ρ_вв – плотность заряжания ВВ, кг/м

Запас энергии ВВ зависит от удельной энергии и плотности эмульсионного ВВ, а также плотности заряжания.

Потенциальная энергия заряда ВВ определяется по формуле:

Е_п=Е_т·ρ_вв·V,                                                        (12)

где  V – объем ВВ, м

ρ_вв·V=m_вв – представляет собой массу ВВ m_вв, а Е_т·ρ_вв – объемную концентрацию энергии заряда.

Таким образом, регулировать объемную концентрацию энергии ВВ и зарядов можно:

1) путем регулирования удельной энергии эмульсионного ВВ на стадии его создания;

2) созданием условий протекания взрывчатого превращения с максимальным выделением весовой энергии ВВ;

3) регулированием плотности ВВ и плотности его заряжания.

С учетом (10) ширину развала взорванных горных пород можно определить по формуле [5]:

,                                      (13)

где   Q_вв – теплота взрыва ВВ, кДж/кг.

Высоту развала можно определить по формуле [6, 7]:

, м                (14)

где   Н_у – высота уступа,м;

N – количество рядов взрываемых скважин;

q_р – удельный расход ВВ, кг/м

В результате математической обработки многочисленных статистических материалов опытных и опытно-промышленных взрывов [1-5, 7] удельный расход ВВ рекомендуется определять по формуле:

                              (15)

где   К_а – коэффициент адаптации к условиям конкретного карьера;

σ_сж – предел прочности пород на сжатие, МПа;

d_ср – средний диаметр куска взорванной горной массы, м.

С учетом (15) высоту развала взорванных горных пород можно определить по формуле:

                       (16)

За эталонное ВВ принят граммонит 79/21. Поэтому при использовании других ВВ в расчетную формулу вводится коэффициент относительной концентрации энергии К_э, учитывающий энергетические характеристики и плотность заряжания в скважину нового ВВ.

С учетом вқшеизложенного, формула (15) примет вид

                    (16)

Метод взрывания в зажатой среде (рис. 2) имеет несколько вариантов, различающихся между собой числом открытых поверхностей, их расположением, характером подпорной стенки и схемами взрывания [10, 11].

Благодаря подпорной стенке и меньшей скорости перемещения взрываемого массива в горизонтальной плоскости, увеличивается продолжительность действия взрыва на среду и повышается коэффициент полезного использования его энергии.

В результате такой способ взрывания обеспечивает улучшение качества дробления горных пород, возможность управления формой и параметрами развала взорванной горной массы и селективной выемки, сокращение подготовительно-восстановительных работ, независимость процессов бурения и взрывания от экскавации и транспортирования.

Ширина подпорной стенки может изменяться от максимальной, исключающей возможность горизонтального перемещения пород при взрыве, до минимальной, не препятствующей перемещению пород. Конкретные предельные значения ширины подпорной стенки определяются не только физическим состоянием и физико-механическими свойствами горных пород подпорной стенки, высотой уступа, конструкцией и величиной заряда, параметрами сетки скважин, схемой взрывания, но и энергетическими параметрами ВВ.

Рисунок 2. Способ взрывания «в зажатой среде»

Оптимальная ширина подпорной стенки определяется целевым требованием к результату взрыва. Если основная цель – сокращение ширины развала, то ширина подпорной стенки увеличивается. Если необходимо уменьшить степень дробления, то следует принимать уменьшенную ширину подпорной стенки.

Исследованиями [1-11] установлено, что оптимальное по фактору минимума затрат значение ширины подпорной стенки различно для цели регулирования интенсивного дробления и для цели регулирования ширины развала. Значение оптимальной ширины подпорной стенки для целей регулирования дробления на 40-50% меньше, чем для регулирования ширины развала. Поэтому ширина подпорной стенки должна приниматься в зависимости от поставленных целей и конкретных технико-экономических условий.

В работе [9] в процессе выполнения опытно-промышленных работ исследованы основные закономерности деформации массива при взрыве и выявлены главные элементы, определяющие степень деформации массива. Результаты работ оценивались по коэффициенту разрыхления массива и удельному расходу ВВ, как основному регулирующему и управляющему параметру.

Список литературы:

1. Norov Y., Karimov Y., Latipov Z., Khujakulov A., Boymurodov N. Research of the parameters of contour blasting in the construction of underground mining works in fast rocks // IOP Conference Series: Materials Science and Engineering 1030 (1), 012136
2.  Бибик И.П., Рубцов С.К., Сытенков Д.В. Управление взрывной подготовкой пород в технологических потоках карьеров. – Ташкент: Фан, 2008. – 424 с.
3. Друкованный М.Ф., Кукиб Б.Н., Куц В.С. Буровзрывные работы на карьерах. – М.: Недра, 1990. – 367 с.
4. Заиров Ш.Ш. Интенсификация технологических процессов буровзрывных работ при разработке месторождений кызылкумского региона открытым способом // Дисс. … докт. техн. наук. ‒ Навои, 2016. ‒ 230 с.
5. Кутузов Б.Н., Скоробогатов В.М., Мосинец В.Н. и др. Справочник взрывника. – М.: Недра, 1988. – 511 с.
6. Мальгин О.Н., Рубцов С.К., Шеметов П.А., Шлыков А.Г. Совершенствование технологических процессов буровзрывных работ на открытых горных работах. – Т.: изд. «ФАН» АН РУз, 2003. – 199 с.
7. Мельников Н.В. Справочник инженера и техника по открытым горным работам. – М.: Госгортехиздат, 1971. – 330 с.
8. Мельников Н.В., Марченко Л.Н. Энергия взрыва и конструкция заряда. – М.: Наука, 1964.
9. Ракишев Б.Р. Прогнозирование технологических параметров взорванных пород на карьерах. – Алма-Ата: Наука, 1983. – 239 с.
10. Уринов Ш.Р. Научное обоснование методов управления устойчивостью бортов карьеров с учетом технологии ведения буровзрывных работ // Дисс. … докт. техн. наук (DSc). ‒ Навои, 2020. ‒ 169 с.
11. Уринов Ш.Р., Каримов Ё.Л., Норов А.Ю., Авезова Ф.А., Турсинбоев Б.У. Проблема управления энергией взрыва при формировании развала взорванной горной массы на карьерах // Journal of Advances in Engineering Technology – Navoi, 2021. – №2(4). P. 65-71.