Методы расчета параметров буро-взрывных работ. Ретроспективный обзор и перспективы их совершенствования в мировой практике горных работ

Лекция I

Виноградов Юрий Иванович

Лечение

Клиника

Этиология

ГИПОТОНИЧЕСКИЕ СОСТОЯНИЯ

Профилактика

Прогноз

Прогноз при разных формах гипертонических состояний у детей неодинаков. При вторичных гипертониях он зависит от исхода основного заболевания. В случаях ВСД при правильном ведении таких больных прогноз обычно благоприятен. Более серьёзным может быть прогноз у детей со стойким повышением давления невыясненного генеза.

Правильный режим дня и питания, занятия физкультурой и спортом, достаточно продолжительный сон – наиболее эффективные меры профилактики.

Гипотонические состояния у детей встречаются реже, чем гипертонические. Частота гипотоний колеблется в школьном возрасте около 4%.

Ведущим в возникновении гипотонических состояний являются нейро – циркуляторные нарушения. Определённое значение придаётся недостаточной функции ряда эндокринных желёз: надпочечников, щитовидной железы, гипофиза. Наследственные сосудистые гипотонии преимущественно свойственны людям астенической конституции.

При артериальной гипотонии ведущими являются жалобы на слабость, быструю утомляемость, склонность к обморочным состояниям. Дети могут быть сонливыми, раздражительными, нередко у них наблюдаются головные боли, боли в области сердца. При объективном обследовании кожа таких детей бледная, холодная на ощупь, иногда отмечается мраморность кожи. Можно обнаружить приглушенность тонов сердца, такие больные чаще всего склонны к брадикардии. АД снижено главным образом за счёт систолического давления.

Основное в лечении гипотонических состояний – это правильная организация режима дня с обязательной физической нагрузкой и полноценным белковым питанием. Из медикаментозных средств можно рекомендовать препараты, повышающие давление: кофеин, кордиамин, кроме того назначают настойки женьшеня, заманихи, аралии, пантокрин, апилак. Иногда неплохой эффект оказывает внутривенное введение 40% глюкозы, инъекции алоэ. Благоприятно действуют хвойные ванны, душ, воротник по Щербаку.

Качество дробления горных пород оказывает влияние на экономические показатели всех основных технологических процессов горнодобывающих предприятий, причем это влияние для различных технологических процессов различно. При уменьшении математического ожидания размера возрастают стоимостные показатели бурения и взрывания, в то время как затраты на погрузку и транспортировку горной массы снижаются. Такая неоднозначность влияния кусковатости взорванной горной массы на экономические показатели технологических процессов ставит перед буровзрывным комплексом задачу получения оптимального дробления, которое обеспечивает минимальную себестоимость добычи полезного ископаемого.

Для определенной технологической схемы горнодобывающего предприятия существует оптимальная кусковатость взорванной горной массы, обеспечивающая минимальную себестоимость добычи полезного ископаемого.

Решение задачи определения рациональной степени дробления взорванной горной массы для условий горного предприятия производится на основе следующих положений:

1. Критерием оптимальности принимаются проведенные затраты

)=+E

где Cи - эксплуатационные и капитальные затраты по процессам, руб/м³;

E- нормированный коэффициент эффективности капитальных вложений (E=0.12)

n и m - количество процессов, по которым в зависимости от кусковатости меняются соответственно эксплуатационные и капитальные затраты.

2. Задача определения оптимальной степени дробления заключается в следующем:

a) устанавливается влияние принятого показателя степени дробления на основные технологические процессы;

b) находятся эмпирические и полуэмпирические зависимости приведенных затрат по каждому процессу от принятого показателя

c) минимизируется функция суммарных затрат на разработку 1м³ полезного ископаемого по всем технологическим процессам и определяется оптимальная величина принятого показателя при минимальном значении затрат.

В качестве примера определения оптимальной степени дробления приводим результаты исследований, выполненных нами для условий Оленегорского ГОКа (см. рис. 1, 2, 3).

	1 - приведенные затраты по всему технологическому циклу 2 – приведенные затраты по железнодорожному транспорту 3 - приведенные затраты по экскавации 4 - приведенные затраты по взрыванию 5 – приведенные затраты по дроблению на фабрике 6 - приведенные затраты по бурению 7 - приведенные затраты по вторичному взрыванию
	1 - приведенные затраты по всему технологическому циклу 2 – приведенные затраты по железнодорожному транспорту 3 - приведенные затраты по экскавации 4 - приведенные затраты по взрыванию 5 – приведенные затраты по дроблению на фабрике 6 - приведенные затраты по бурению 7 - приведенные затраты по вторичному взрыванию
	1 - приведенные затраты по всему технологическому циклу 2 – приведенные затраты по железнодорожному транспорту 3 - приведенные затраты по экскавации 4 - приведенные затраты по взрыванию 5 – приведенные затраты по дроблению на фабрике 6 - приведенные затраты по бурению 7 - приведенные затраты по вторичному взрыванию

Полученные зависимости приведенных затрат от средневзвешенного диаметра куска взорванной горной массы для различных типов пород Оленегорского ГОКа, четко указывают на существование такого гранулометрического состава, при котором на предприятиях образуется максимальная прибыль.

Аналогичные результаты исследований стоимостных показателей технологических процессов добычи полезных ископаемых как функции от степени дробления породы изложены в последней работе Стига Олофсона, 2003г. (шведский исследователь, ученик Улафа Лангефорса и Бьорна Кильстрема) (см. рис.4)

Эти результаты свидетельствуют о следующем:

- во-первых, нельзя бездумно, что часто случается на любом горном предприятии, минимизировать затраты на бурение и взрывание, так как возникает опасность, что увеличатся затраты на последующие операции, и в результате возрастет сумма затрат;

- во-вторых, и это является на наш взгляд приоритетной задачей исследователей в области разрушения горных пород взрывом, необходим метод расчета параметров БВР, обеспечивающих заданную степень дробления или заданный гранулометрический состав взорванной горной массы.

Сложность выполнения этой задачи охарактеризована Б.Н.Кутузовым еще в 1971 году: «… современное исследование отдельных вопросов разрушения массива взрывом пока не позволяет сделать научных обобщений проблемы» (имеется в виду создание метода расчета параметров БВР на заданный гранулометрический состав горной массы). В этом с ним единодушен Э.И.Ефремов: «… в настоящее время не имеется возможности создать научно-обоснованный и практически проверенный метод расчета зарядов для получения при взрыве горной массы заданного гранулометрического состава».

И не смотря на то, что такая проблема была поставлена во всем мире еще в середине 60-х годов прошлого столетия, расчет параметров БВР до сих пор, как в странах бывшего СССР, так и за рубежом, основан на гипотезе С.Вобана (объемная гипотеза разрушения). Обращает на себя внимание год рождения этой гипотезы – 1669. Естественно, она всем известна и записывается следующим образом: масса заряда пропорциональна объему разрушаемой среды:

где Q – вес заряда

V - объем взрываемой горной породы

q - коэффициент пропорциональности (удельный расход ВВ).

При дроблении пород скважинными зарядами масса заряда на рыхление определяется по объемной формуле:

где q_р – удельный расход ВВ на рыхление, кг/м³; W_п - л.н.с. или расстояние от центра скважины до поверхности, м; H – высота уступа, м; a – расстояние между скважинами в ряду, м.

Величина удельного расхода ВВ определяется по таблицам в зависимости от прочности пород и свойств ВВ.

М.П.Бродским предложена формула для расчета заряда на рыхление

где Q – оптимальный заряд рыхления, кг; ρ – плотность породы, кг/м³; H – глубина заложения заряда, м; x – радиус заряда, м; σ – сопротивление среды скалыванию, Па.

Предложена формула, которая учитывает степень дробления, энергию на отрыв породы по поверхности конуса и на деформацию объема (Суханов А.Ф., 1958г.)

где f(d) – коэффициент, учитывающий степень дробления; s – боковая поверхность воронки взрыва, м²; q₁ - удельный расход ВВ на образование единицы поверхности отрыва, кг/м²; q₂ - удельный расход ВВ на разрушение единицы объема, кг/м³; V – объем разрушаемой породы, м³.

С расчетом свойств ВВ и прочности породы величину заряда рекомендовано рассчитывать по формуле

Решение задачи расчета дробления найдено, исходя из геометрических параметров уступа, параметров скважин и свойств среды. При фиксировании определенных параметров решение задачи сведено к определению одной переменной величины – л.н.с.

Коэффициенты k₂ и k₃ зависят от упругопластических свойств взрываемой породы, k₄ – от ее плотности.

Таблица 1

Порода	Удельный расход ВВ, кг/м^3
Суглинок тяжелый	0.4 – 0.45
Крепкие глины	0.4 – 0.5
Лёсс	0.35 – 0.45
Мел	0.3 – 0.35
Гипс, опока, мергель	0.4 – 0.5
Туфы трещиноватые, тяжелая пемза	0.5 – 0.6
Известняк, ракушечник	0.6 – 0.7
Конгломерат и брекчии на известковом цементе	0.45 – 0.55
Песчаник на глинистом цементе, сланец глинистый, мергель	0.45 – 0.55
Песчаник на известковом цементе, доломит, магнезит	0.5 – 0.65
Известняк, песчаник	0.5 – 0.8
Гранит	0.6 – 0.85
Базальт-андезит	0.7 – 0.9
Кварцит	0.6 – 0.7
Порфирит	0.8 – 0.85

Для шпуровых зарядов В.А.Ассоновым приведена формула

где V – емкость шпура, кг; πd²/4 – сечение шпура, м²; k - отношение длины шпура, занятой зарядом, к общей длине шпура; l – общая длина шпура, м; Δ – плотность ВВ, кг/м³; η – отношение радиаьного сечения патрона к радиальному сечению шпура.

После определения по объемной формуле общего расхода ВВ на одну заходку определятся число шпуров

Величины удельных расходов приводятся по данным Союзвзрывпрома [Ассонов В.А., 1958г.]. Исходя из энергетического принципа, предложено рассчитывать заряд по формуле [Покровский Г.И., 1957г.]

где R – радиус действия взрыва.

О.Е.Власов предложил рассчитывать заряд по формуле

где q – удельный расход ВВ, кг/м³; n – показатель выброса.

Таблица 2

Категория пород по классификации Главшахтостроя	Прочность породы на сжатие, 10^7 Па	Величина нормального удельного расхода, кг/м^3 (для 62%-ного динамита)
Внекатегорная	14.7 – 1.9	1.2 – 1.5
I	9.81 – 1.47	1 – 1.1
II	7.8	0.7 – 0.8
III	3.9 – 5.85	0.4 – 0.6
IV	1.9 – 2.9	0.3 – 0.2
V	1.9	0.15

Для шпуровых зарядов рекомендовано определять величину удельного расхода ВВ по формуле [Покровский Н.М., 1950г.]

где q₁ – нормальный удельный расход ВВ, зависящий от свойств породы, берется в табл.2; f – коэффициент структуры пород; k – коэффициент зажима, , где s – площадь поперечного сечения выработки, м²; e – коэффициент работоспособности ВВ, принимаемый за единицу.

Для динамита при работоспособности 380 см³ вычисляется , где - работоспособность ВВ.

Характеристика пород	Значение коэффициента структуры пород
Вязкие, упругие пористые
Дислоцированные, с неправильным залеганием и мелкой трещиноватостью	1.4
Со сланцевым залеганием и меняющейся крепостью; с напластованием, перпендикулярным к направлению шпура	1.3

В.В.Ржевский предложил эталонный расход ВВ на дробление рассчитывать по формуле

где - коэффициент трещиноватости; - плотность, кг/м³; - прочность породы, Па.

Величина для большинства пород изменяется от 40 до 1000 г/м³. По аналогии бурением он разделил породы на пять классов и 25 категорий (табл.3)

Таблица 3

Класс	Категория	Характеристики породы	qэ, кг/м^3
V	28-21	Исключительно трудновзрываемые	0.8 – 1
IV	20-16	Весьма трудновзрываемые	0.6 – 0.8
III	15-11	Трудновзрываемые	0.4 – 0.6
II	10-6	Средневзрываемые	0.2 – 0.4
I	5-1	Легковзрываемые	0.2

Для удельного расхода ВВ на отработку скважинными зарядами в подземных условиях Б.Н.Кутузов привел формулу

где - теоретический расход ВВ, кг/т [Кутузов Б.Н., 1973г.], - коэффициент, учитывающий работоспособность ВВ, есть отношение теплоты взрыва эталонного ВВ типа №6ЖВ к теплоте взрыва применяемого ВВ; - коэффициент [22], учитывающий трещиноватость массива и требуемый размер кондиционного куска руды

где - среднее расстояние между видимыми трещинами, м; - максимально допустимый размер кондиционного куска, м; - показатель степени, зависящий от трещиноватости массива и равный 0.5 – 0.6; - коэффициент, учитывающий схемы расположения зарядов; при параллельном расположении скважин 1.1 – 1.2, при ярусном 1.4 – 1.5; - коэффициент, учитывающий условия действия зарядов; при отбойке на одну открытую поверхность равен 1, на две открытые поверхности 0.7 – 0.9; на разрушенную породу (зажатую среду) 1.2 – 1.3; - коэффициент, учитывающий плотность заряда; при зарядке патронированными ВВ равен 1, при пневматическом заряжании россыпными ВВ 0.9 – 0.95, при использовании водонаполненных ВВ 0.85 – 0.9; опрессованных патронированных ВВ 0.8 – 0.85; - коэффициент учета диаметра скважин.

где d - диаметр скважины, м.

За теоретический расход ВВ принимается расход патронированного аммонита №6ЖВ на дробление, обеспечивающий нормальную отбойку пород средней трещиноватости параллельными скважинами диаметром 105мм при одной открытой поверхности.

Таблица 4

Категория трещи новатости породыпо СНиП	Степень трещинова-тости (блочности) массива	Удельная трещино-ватость, м^-1	Содержание (%) в массиве отдельностей размером, мм
+300	+500	+700	+1000	+1500	+2000
I	Чрезвычайно трещиноватые (мелко-блочные)	Более 10	До 10	До 50	Близко к нулю	Нет	Нет	Нет
II	Сильно-трещиноватые (средне-блочные)	12 – 10	10 – 70	5 – 40	До 30	До 5	Близко к нулю	Нет
III	Трещиноватые (крупно-блочные)	1- 2	70 – 100	40 – 100	30 – 80	5 – 40	До 10	Близко к нулю
IV	Мало-трещиноватые (весьма крупно-блочные)	0.65 – 1.0				40 – 100	10 – 50	До 10
V	Практически монолитные (исключитель-но крупно-блочные)	Менее 0.65					Более 50	Более 10

При проектировании взрывов на карьерах применяются методы расчета удельного расхода ВВ с учетом трещиноватости, разработанные Б.Н.Кутузовым и В.К.Рубцовым [Кутузов Б.Н. и др., 1974г.]. В табл. 4 приведен характеристика пород по трещиноватости.

Таблица 5

Категория трещиноватости породы по СНиП	Эталонный расход №6ЖВ (кг/м^3) в зависимости от прочности породы на сжатие (Па)
I	До 0.3	До 0.35	До 0.45
II	0.4	0.5	0.6
III	0.65	0.75	0.9
IV	0.85		1.2
V	1.0	1.2	1.4

Удельный расход ВВ для скважин средним диаметром 225 мм, где - эталонный расход аммонита №6ЖВ при кондиционном куске 0.5м³ (кг/м³) берется по табл.5; - поправочный коэффициент на кондиционный размер куска.

Принимаемый кондиционный размер куска, исходя из оборудования, м	0.25	0.5	0.75	1.0	1.25	1.5
Коэффициент	1.3		0.85	0.75	0.7	0.65

Коэффициент учитывает работоспособность ВВ по сравнению с эталонным ВВ аммонитом №6ЖВ, он равен , где - удельная энергия применяемого ВВ, число 4300- удельная энергия аммонита №6ЖВ, Дж/кг; ρ – плотность породы, кг/м³.

В случае изменения диаметра скважин рассчитанный удельный расход нужно умножить на коэффициент , где d – диаметр скважины, м.

Зная удельный расход ВВ, исходя из геометрических соображений, можно определить число шпуров или скважин и их расположение в массиве. Обычно нормируется величина перебура, величина забойки или недозаряда скважин, коэффициент сближения. Таким образом, удельный расход ВВ является определяющим показателем в установлении параметров буровзрывных работ и расхода ВВ на дробление заданного массива.

По выполненным работам видно, что в настоящее время при проектировании взрывов и расчете удельного расхода ВВ не рассчитывается ожидаемая степень дробления.

Все эти перечисленные зависимости используются до настоящего времени на горных предприятиях стран бывшего СССР для расчета параметров БВР. Здесь необходимо отметить, что, в принципе, методы расчета, используемые в передовых в области горного производства странах, таких как Швеция, США, Финляндия, ЮАР и т.д. не отличаются от вышеперечисленных.

Один из таких методов основан на формуле Лангерфорса:

где

- линия наименьшего сопротивления, м;

d – диаметр скважины, мм;

p - плотность заряжания, кг/литр;

s – работоспособность ВВ по весу;

c - «плотность породы», кг/м³;

- c+0.05 для между 1.4 и 15.0 метрами;

f – коэффициент, учитывающий угол наклона скважины, 1.0 для вертикальных скважин и 0.95 для скважин с наклоном 3:1;

- отношение расстояния между скважинами к величине л.н.с.

Ingvar Bergqvist из Dyno Nobel использовал удельный заряд, чтобы упростить расчет максимальной нагрузки. Используя значение количества ВВ, заряжаемого на 1м взрывного шпура, и значение удельного заряда, необходимого для дробления породы, можно получить следующее геометрическое соотношение:

; где

q – удельный расход ВВ

- концентрация заряда

S – расстояние между скважинами

B – л.н.с.

Если отношение принять равным 1.25 и q равным 0.4, то

Значение удельного заряда q=0.4 соответствует определенному ВВ при определенных характеристиках породы.

При использовании ВВ типа Emulite и Dynamex приемлемую фрагментацию можно получить при удельном заряде меньше 0.4 кг/м³, а если использовать Prilit (ANFO), то необходимый удельный заряд должен быть больше. Из опыта известны следующие ориентировочные значения для расчета максимальной нагрузки:

для Dynamex

для Emulite 100

для Emulite 150

для ANFO

где означает потребляемую концентрацию заряда (кг/м) выбранного шпура ВВ в нижней части взрывного шпура.

Одна из последних рекомендаций фирмы Sandvik-Tamrock по расчету параметров БВР дана мною в виде следующих плакатов:

Вышеизложенное свидетельствует о том, что ни одна используемая в практике горного предприятия методика расчета параметров БВР не отвечает требованиям, указанным выше. А именно не отвечает требованиям расчета параметров БВР на заданный гранулометрический состав взорванной горной массы.

Приведенные примеры расчетов параметров БВР, применяемые в настоящее время на практике во всем мире необходимо отнести к методам, в основе которых лежат корреляционные связи между параметрами БВР, характеристиками разрушаемой горной породы и получаемым грансоставом. В принципе, эти методы основаны на определении зависимости влияния каждого отдельного входа (какой-либо параметр БВР) на значение выхода (в данном случае степень дробления породы, оцениваемая, например, средним размером куска). Однако, любое изменение какого-либо параметра БВР влечет за собой изменение не только качества дробления, но и изменение целого ряда других параметров БВР. Так увеличение удельного расхода ВВ потребует изменения сетки расположения скважин или диаметра заряда, а значит, изменение или величины забойки, или величины перебура. Следовательно, получая зависимость изменения качества дробления горных пород при увеличении или уменьшении удельного расхода ВВ, необходимо учитывать влияние на дробление сетки расположения скважин или изменение диаметра заряда и т.д. Таким образом, для большинства параметров БВР практически невозможно получить влияние на результат дробления горных пород каждого из них в отдельности, не меняя при этом значения других параметров. А последнее обязательно приведет к изменению качества дробления.

В принципе, все существующее многообразие способов улучшения дробления горных пород энергией взрыва можно разделить на четыре крупных направления:

I. перераспределение энергии взрыва между бризантными и фугасными формами с целью повышения последних;

II. увеличение доли энергии взрыва, трансформируемой ударной волной в породу;

III. создание условий для более продуктивной работы волн напряжений, распространяющихся в массиве горных пород;

IV. геометрия расположения зарядов ВВ в массиве горных пород.

Рассмотрим наиболее важные способы улучшения дробления горных пород, присущие вышеназванным направлениям.

I. Перераспределение энергии взрыва между бризантными и фугасными формами работы.

А.Ф.Беляев и М.А.Садовский объединяют все разнообразие формы работы взрыва в две группы: фугасные и бризантные.

Перераспределение энергии между бризантными и фугасными формами работы взрыва с целью улучшения дробления горных пород, по мнению вышеименованных ученых, должно быть связано с увеличением фугасных форм работы взрыва. Увеличение затрат энергии взрыва на эти формы работ может быть достигнуто изменением формы импульса взрыва, а именно – уменьшением его амплитуды и увеличением длительности.

Известно три способа изменения импульса детонационной волны взрыва, ведущих к снижению бризантных потерь энергии ВВ.

Первый – использование крупнодисперсных простейших взрывчатых смесей на основе аммиачной селитры с пониженной скоростью детонации.

При взрыве таких ВВ, по сравнению с тонкодисперсными, достигается снижение начального давления при увеличении длительности детонационного импульса взрыва.

Второй способ – применение конструкций зарядов с осевыми промежутками, предложенных Н.В.Мельниковым и Л.Н.Марченко, при которых продукты детонации в начальной стадии взрыва расширяются в полоти воздушного промежутка. Более того, как показали исследования других авторов, при взрыве зарядов такой конструкции возникают ложные волновые процессы, связанные с соударением движущихся навстречу друг другу газовых потоков со стороны отдельных частей заряда, которые приводят к увеличению длительности взрывного импульса.

Третьим способом снижения бризантных потерь энергии ВВ является создание воздушного, водяного и породного радиальных зазоров между зарядом ВВ и стенками скважин. Как оказали исследования А.Н.Ханукаева, В.А.Боровикова, создание этих радиальных зазоров приводит к снижению амплитуды напряжения и увеличению длительности положительной фазы взрывной волны.

II. Увеличение доли энергии взрыва, трансформируемой ударной волной в породу.

Целым рядом исследований было установлено, что количество энергии, которое ВВ может передать породе, возрастает с увеличением отношения характеристических импедансов взрывчатого вещества и среды, т.е. отношением .

К аналогичным выводам теоретическим путем пришел Райхарт, рассматривая передачу фронтального удара при резком изменении физических свойств среды.

Исследуя влияние ударной сжимаемости горных пород на распределение энергии взрыва, А.Н.Ханукаев и В.П.Беляцкий установили, что характер пространственного изменения энергии, переданной породе в виде ударной волны, определяется сжимаемостью породы и может составить 85% от потенциальной энергии ВВ. на основании этих исследований В.П.Беляцкий рекомендует применять те ВВ, величина детонационного импеданса которых равна значению акустической жесткости разрушаемой породы, а для пород с высокой акустической жесткостью необходимо применять ВВ с возможно большим импедансом.

Поскольку для скальных пород акустическая жесткость примерно равна , то, согласно вышеприведенным рекомендациям, необходимо применять ВВ с возможно большей скоростью детонации и с наибольшей плотностью, что диаметрально противоположно рекомендациям направления снижения бризантных потерь энергии.

Здесь необходимо отметить, что результаты, на основании которых исследователи пришли к таком выводу, получены при разрушении моделей (блоки и кубики, вырезанные из массива горных пород). Этот материал не расчленен макротрещиноватостью, не содержит включений, физико-механические свойства которых резко отличаются от основной среды. То есть исследователи использовали среду, для которой акустическая жесткость является вполне определенной величиной и может быть с достаточной точностью измерена.

Однако, массив горных пород такими свойствами не обладает, что приводит к значительной ошибке при определении акустической жесткости и ставит под сомнение возможность характеризовать реальные горные породы с помощью этого показателя.

Анализ мировой практики ведения взрывных работ свидетельствует о том, что определяющим критерием выбора типа ВВ являются технико-экономические показатели БВР, причем наибольшее распространение имеют гранулированные ВВ типа АСДТ и пониженной скоростью детонации.

Кроме того, наблюдается постепенное и планомерное увеличение удельных энергозатрат на отбойку. Так, по рекомендациям 1960 года, удельные расходы эталонного ВВ для крепких пород типа гранитов составляли . Сегодняшняя практика свидетельствует о том, что удельные расходы достигли величины . Улучшение качества дробления потребует, по мнению исследователей, дальнейшего увеличения удельных расходов.

III. Создание условий для более продуктивной работы волн напряжений, распространяющихся в массиве горных пород.

Наиболее распространенным в практике способом улучшения дробления горных пород, относящимся к данном направлению, является короткозамедленное взрывание. Однако, следует отметить, что несмотря на повсеместное применение короткозамедленного взрывания, вопрос о физической природе улучшения дробления при КЗВ является предметом дискуссии. Так, часть исследователей считает, что при короткозамедленном взрывании взрыв первой группы зарядов разрушает массив и образует поверхности обнажения, от которых отражается волна напряжения следующей группы, производя дополнительное дробление массива. Другие исследователи относят существенное улучшение дробления пород при применении короткозамедленного взрывания за счет взаимодействия ударных волн – интерференции прямой и отраженной волны. У.Лангефорс, М.Ф.Друкованный полагают, что при короткозамедленном взрывании происходит суммирование напряжений или смещений частиц среды, или скоростей колебаний частиц массива. На основании своих исследований К.Хино считает, что дополнительные поверхности обнажения при короткозамедленном взрывании вызывают значительно больший «боковой распор», который приводит к улучшению дробления.

В указанных выше исследованиях на основании предположений о физической природе процесса разрушения при КЗВ и ряда проведенных экспериментов, как в лабораториях, так и в производственных условиях, предложены разные зависимости для расчета оптимального интервала замедлений. Значения этих интервалов отличаются большими расхождениями. Так, по Г.И.Покровскому – 3+8 мсек, по У.Лангефорсу – 10+30 мсек, по А.Н.Ханукаеву – 20+60 мсек, по К.Хино – 10+100 мсек. Рекомендуемые значения оптимальных замедлений меняются в интервале порядков. Это, по-видимому, объясняется несколько упрощенными представлениями в рамках рассматриваемых гипотез о таком сложном явлении как разрушение горных пород взрывом. Выбор оптимальных интервалов замедления из существующих рекомендаций следует проводить учитывая не только физико-механические свойства горного массива, но и особенности ведения взрывных работ конкретного предприятия. Применения КЗВ особенно эффективно при многорядном взрывании, когда в один прием взрывают более трех рядов скважин. По мнению Г.П.Демидюка, многократное взрывание значительно улучшает дробление горных пород, что объясняется уменьшением влияния блочности массива горных пород на результаты дробления. Однако, существующие параметры системы разработки, особенно на крупных карьерах, в большинстве случаев ограничивают число рядов скважин, позволяя одновременно взрывать не более трех рядов.

Одной из разновидностей короткозамедленного взрывания является метод внутрискважинного замедления.

По мнению Б.Дж.Кохановского применение наклонных скважин является способом улучшения работы волн напряжения в разрушаемом массиве.

Допуская, что порода разрушается волнами напряжения, отразившимися от обнаженной поверхности, он считает, что при использовании вертикальных скважин только 25% всей энергии волн напряжения отражается от обнаженной поверхности. В случае использования наклонных скважин, по мнению Б.Дж.Кохановского, количество энергии волн напряжения, отражаемых от поверхности уступа, возрастает.

Подобные выводы об улучшении дробления горных пород за счет применения наклонных скважин сделаны в работах.

Рассматривая вышеизложенные направления улучшения дробления горных пород энергией взрыва с точки зрения инженерного использования их в практике буровзрывных работ на карьерах, можно отметить следующее:

1. Применение различных радиальных зазоров из-за чисто технологических трудностей вряд ли подходит для крупномасштабных взрывов. Такой способ более всего приемлем при проведении специальных взрывных работ, связанных с получением «штучного» камня, добычи драгоценных и полудрагоценных минералов, а также «гладкого» откола в строительных работах.
То же самое можно отнести и к методу улучшения дробления горных пород при помощи оконтуривающего вруба.

2. Целесообразность применения осевых воздушных промежутков доказана теоретически и экспериментально многими исследователями, однако широкое применение их на практике необходимо решать в тесной связи с вопросами механизации взрывных работ при заряжании скважин как для открытых, так и для подземных работ.

3. Применение наклонных скважин является важным способом решения вопроса улучшения дробления горных пород, более того, это позволяет решить еще одну важную. Технологическую проблему, а именно проработку подошвы уступа. Однако, следует заметить, что бурение существующими станками вертикальных скважин производительнее и эффективнее наклонных.

4. Повсеместное применение короткозамедленного взрывания говорит об этом способе улучшения дробления горных пород, как о наиболее важном. Однако, как показали вышеизложенные исследования этого вопроса, оптимальный интервал замедления определяется исходя из конкретных условий, наиболее существенным из которых, по мнению Лангефорса и Бергмана является расстояние между взрываемыми зарядами.

5. Выбор схемы коммутации зарядов, в основном, определяется ориентацией систем трещиноватости или технологической необходимостью изменения направления отбойки.

6. Несмотря на существенно разный подход к оценке влияния свойств промышленных взрывчатых веществ на дробящее действие взрыва, авторы первого и второго из рассмотренных направлений единодушны в том, что наиболее важным фактором, позволяющим решить задачу управления дроблением горных пород, является применение взрывчатых веществ с высокой объемной концентрацией энергии. Это объясняется тем, что увеличение удельных затрат энергии ВВ на отбойку закономерно приводит к улучшению дробления горных пород. Однако, интенсивность дробления с ростом удельных энергозатрат падает, что говорит об уменьшении доли затрат энергии взрыва на разрушение, т.е. о перераспределении энергии на другие формы работы взрыва.

IV. Геометрия расположения зарядов ВВ в массиве горных пород.

На основании экспериментальных исследований Л.И.Барон и Г.П.Личели пришли к выводу, который заключается в том, что для более эффективного использования энергии взрыва и получении лучшего дробления необходимо равномерное насыщение взрываемого горного массива энергией ВВ.

Такой подход к вопросу улучшения дробления обуславливает исследование зависимости качества взорванной горной массы от тех параметров БВР, которые связаны с размещением определенного количества энергии в единице объема массива. К ним относятся: диаметр скважина, высота колонки заряда, а так же сетка расположения скважин.

Рассматривая литературный материал, посвященный вопросу исследования влияния диаметра заряда на дробление горных пород, следует отметить, что большинство исследователей, основываясь на экспериментальном материале, устанавливают улучшение дробления горных пород при уменьшении диаметра заряда.

Однако, в настоящее время, себестоимость обуривания 1м³ горного массива существующими буровыми станками находится в обратно пропорциональной зависимости от диаметра скважин на основании масштаба горного производства, конкретных физико-механических свойств пород по экономическим критериям.

В качестве примера последнего утверждения приводим данные Олофсона:

Высота колонки заряда, как известно, определяется исходя из величины перебура, высоту уступа и размера забойки. Оценивая возможную вариацию этих трех параметров, следует отметить, что высота уступа в основном проектируется исходя из требований, предъявляемых погрузочным транспортом, системой разработки и обычно для данного предприятия является величиной постоянной.

Величина перебура определяется из условия качественной проработки подошвы уступа и зависит от физико-механических свойств горных пород, диаметра заряда, применяемого ВВ, высоты уступа и ЛСПП.

Существующие гипотезы о механизме взаимодействия взрыва с забойкой, ряд которых рассмотрен в работе Г.П.Личели и др., основываются на различных факторах сопротивляемости забойки, что привело к возникновению разных рекомендаций по выбору ее эффективной длины. Однако, к настоящему времени среди большинства исследователей выработалось мнение, основанное на результатах производственных наблюдений, о выборе наиболее эффективной длины забойки для первого взрываемого ряда скважин, исходя из неравенства:

, где

- длина забойки, м;

W – линии наименьшего сопротивления, м.

Для последующих рядов в этом неравенстве вместо значения W подставляется величина расстояния между рядами взрываемых скважин.

Материал забойки существенно влияет на ее качество, однако, на предприятиях выбор его основан сугубо на экономических соображениях и в большинстве случаев ограничен песком или породной мелочью.

Площадь сетки скважин определяется расстоянием между скважинами в ряду и между скважинами. Поэтому одним из параметров, который характеризует дробление горных пород, является относительное сближение зарядов.

Влияние коэффициента сближения зарядов на дробление горных пород оценивается исследователями неоднозначно: с одной стороны отстаивается мнение наиболее равномерного насыщения взрываемого блока энергией ВВ, что возможно при коэффициенте сближения равном , с другой рекомендуется увеличивать коэффициент до 2, а в некоторых работах до.

Исследуя данный вопрос, О.К.Бергман показал, что увеличение расстояния между зарядами в ряду при уменьшении расстояний между рядами повышает степень дробления. Аналогичные результаты получены Г.П.Демидюком.

Следует заметить, что в данных исследованиях не определялось влияние такого фактора, как схема взрыва, который, имеет важное значение в определении рационального коэффициента сближения скважин и практически может менять значение динамической ЛНС и коэффициент сближения только за счет схемы коммутации. Поскольку схема коммутации зависит от физико-механических свойств горных пород, вернее – от трещиноватости, то оптимальные значения коэффициента сближения определяют для конкретных условий с учетом природных и технологических факторов.

Что же касается влияния сетки скважин на дробление горных пород, то мнение исследователей по данному вопросу единодушно. Экспериментально доказывая повышение показателя дробления с уменьшением площади сетки скважин при сохранении удельных энергозатрат, большинство исследователей считают этот параметр одним из важных критериев управления дроблением горных пород.

Следует отметить, что изменение сетки скважин, в большинстве случаев, сопровождается изменением удельных энергозатрат и наоборот.

Анализ рассмотрения направлений интенсификации дробления горных пород взрывом позволяет сделать следующие выводы:

1. Изменять качество дробления горных пород в принципе возможно при вариации любого параметра БВР.

2. Существующая техника и технология ведения буровзрывных работ, а также физико-механические свойства горных пород, присущие конкретному горнодобывающему предприятию, резко ограничивают возможности изменения параметров БВР. Так, при увеличении удельных энергозатрат, что является в настоящее время характерной чертой работы предприятий как у нас в стране, так и за рубежом, схема коммутации и коэффициент сближения не изменяются, поскольку оптимальные значения их зависят, в основном, от физико-механических свойств горных пород. Величина забойки и высота колонки заряда будут меняться пропорционально изменению расстояний между последовательно взрываемыми рядами скважин, а при этом условии на качество дробления не влияют.

Таким образом, практически только удельные энергозатраты и сетка скважин могут изменяться в широком диапазоне, на основании чего их можно считать наиболее важными параметрами буровзрывных работ при решении задачи управления дробление горных пород.

Поэтому в основе метода расчета параметров БВР на заданный гранулометрический состав взорванной горной массы должны быть положены инварианты, т.е. константы, законы, уравнения и т.д, не меняющиеся в зависимости от свойств горных пород и нагрузки.

В основе инвариантного метода расчета параметров БВР на заданный гранулометрический состав взорванной горной массы лежат следующие положения:

1. Энергопоглощающая способность взрываемого участка массива горных пород является переменной величиной.

В основе существующих методов расчета параметров буро-взрывных работ (расчет линии наименьшего сопротивления) лежит объемная гипотеза разрушения (гипотеза С.Вобана). естественно, поскольку эта гипотеза была предложена в 1669 г., она не учитывает взаимосвязь энергий, которые расходуются на дробление, перемещение горной массы, сейсмическое воздействие и ударные воздушные волны при взрыве. Однако, такая взаимосвязь существует, и это косвенным образом отразилось в работах C.W.Livingstona, которые в свою очередь были положены в основу методики расчета параметров БВР, используемых в Швеции, США и других странах. Сущность такой взаимосвязи энергий, идущих на различные виды работ взрыва, заключается в том, что при наличии свободной поверхности можно найти такое расположение заряда, при котором максимальные затраты энергии взрывчатого вещества будут направлены на дробление при уменьшении затрат энергии на перемещение кусков породы, сейсмическое действие взрыва и ударно-воздушные волны.

В начале 70-х годов в работах В.А.Падукова, В.П.Макарьева на основе экспериментальных работ было доказано существование такого положения заряда ВВ относительно свободной поверхности, при котором максимум энергии взрыва расходуется на дробление горных пород при минимальных ее затратах на сейсмику и перемещение горной массы. Это убедительно показано на рис.5 такие оптимальные значения приведенной линии наименьшего сопротивления, как показали исследования, зависят от Физико-механических свойств горных пород и структурных особенностей массива (см.рис.l).

В результате экспериментальных работ на Малеевском руднике (2006 г.) было доказано существование такой оптимальной приведенной ЛНС, которая для данных пород составляет 1,05. Разница оптимальной приведенной ЛНС для свинцово-цинковых и полиметаллических руд Малеевского рудника не обнаружена. По всей видимости, это обстоятельство объясняется слишком похожими свойствами горных пород обоих типов руд.

2. В основе оценки затрат энергии взрыва на дробление горных пород лежит вероятностно-статистическая гипотеза разрушения.

Затраты энергии на дробление горных пород не могут быть определены по прямым замерам параметров разрушения среды. В связи с этим возникает необходимость выбора «инструмента», с помощью которого возможно произвести оценку затрат энергии на разрушение горных пород энергией взрыва.

В настоящее время в основном используют четыре гипотезы, с помощью которых производится оценка энергоемкости разрушения.

Гипотеза Кирпичева В.Л., которая связывает энергию, затраченную на дробление, с объемом разрушаемого предмета

;

Где - средний размер куска до разрушения;

- средний размер куска после разрушения;

σ - прочностная характеристика материала;

E – модуль Юнга;

V – разрушаемый объем.

Гипотеза П.Р.Риттингера, которая отражает пропорциональность между энергией и вновь образованной поверхностью

Где

- поверхностная энергоемкость разрушения

Гипотеза П.А.Ребиндера, которая показывает зависимость энергии разрушения как от деформации среды, так и от вновь образованной поверхности

Где ΔF – вновь образованная поверхность.

Гипотеза Ф.Бонда, говорящая о пропорциональности энергии разрушения среднему геометрическому объему и вновь образованной поверхности

Проблематичность использования данных гипотез в качестве инструмента оценки затрат энергии на дробление горных пород заключается в следующем:

Во-первых, до настоящего времени (появление первой гипотезы Риттингера П.Р. датируется 1867 годом, а последней Ф.Бонда 1952 годом) остается открытым вопрос «...о пределах справедливости в условиях применения...» данных гипотез.

Во-вторых, определение значений таких величин как основывается на гипотезах прочности (гипотеза наибольших нормальных напряжений, гипотеза максимальных относительных деформаций, гипотеза максимальных касательных напряжений, гипотеза потенциальной энергии формоизменения), которые не в состоянии оценить такие важные факторы процесса разрушения горного массива, как время нагружения и масштабность. Если к сказанному выше добавить факт появления новых гипотез прочности, в частности, кинетической теории прочности, в основу которой положена молекулярно-кинетическая концепция, то вполне ясным становится вопрос о трудности определения величин для массива горных пород, особенно в условиях динамических нагрузок.

Таким образом, вышеизложенное предполагает использовать для оценки затрат энергии на дробление модели процесса разрушения, которые не требуют при расчете определения свойств горного массива.

Одной из таких моделей является разработанная на тех же методических положениях, что и гипотеза В.Л.Кирпичева, вероятностно­статистическая гипотеза, авторы которой (Падуков В.А., Макарьев В.П., Виноградов Ю.И.) основывались на уравнении Гиббса и преднамеренно обходили вопрос строгого физического определения прочности горных пород при динамических (взрывных) нагрузках, оценивая долю энергии, расходуемой только на приращение вновь образованной поверхности.

Основные предположения этой гипотезы заключаются в следующем:

1) В процессе разрушения горного массива каждый кусок принимает форму, при которой его полная поверхностная энергия минимальна.

2) Гранулометрический состав взорванной горной массы апроксимируется логарифмически-нормальным законом распределения.

3) Затраты энергии взрыва на дробление горных пород не зависят от промежуточных стадий фаз процесса, а определяются начальным и конечным состоянием системы

Согласно положениям вероятностно-статистической гипотезы, энергия разрушения пропорциональна логарифму отношения математических ожиданий начального и конечного распределений кусков горной породы и определится из уравнения:

Где A – удельная работа заряда ВВ, ;

σ – прочностная характеристика породы, ;

η – КПД дробления (доля энергии, расходуемой на дробление);

d₁, d₂ – соответственно, математические ожидания начального и конечного состояния системы.

Удельную работу заряда можно записать в виде:

Где ε – удельная энергия, ;

q – удельный расход ВВ, ;

427 – механический эквивалент теплоты

В работах Падукова В.А., Макарьева В.П., Виноградова Ю.И. предлагается определять начальное состояние системы, как линейный параметров расположения заряда ВВ - ЛНС. Введение этой характеристики системы зарядов в уравнение позволяет учесть масштабный фактор взрывного дробления, а формула тогда запишется в виде:

или

Где q₀ - удельные затраты энергии при взрыве ;

d – математическое ожидание размера куска взорванной горной массы, м;

W - линия наименьшего сопротивления, м.

Последнее уравнение связывает одну из статистических характеристик кусковатости горной массы и энергетические показатели процесса горной массы и энергетические показатели процесса разрушения. В этом уравнении не определены две величины, одна из которых характеризует прочностные свойства горного массива (σ) по которой подразумевается способность массива горных пород сопротивляться дроблению под действием взрыва заряда; другая - коэффициент полезного действия взрыва (η) то есть количество энергии взрывчатого вещества, идущее на дробление. Но если нельзя определить каждую в отдельности величину, то вполне возможно получить значения их отношений:

Таким образом, зная значения d - математическое ожидание размера куска взорванной горной массы; W - линия наименьшего сопротивления; q_o - удельные затраты энергии, получаемые из уравнения

Где Q – вес заряда, кг;

ε – удельная энергия ВВ, ;

V – объем воронки разрушения, м³.

Отсюда можно получить функциональную зависимость:

Условие проведения экспериментальных работ предусматривает постоянство прочностных свойств пород, поскольку каждая серия взрывов проводится на рудах и породах одного минералогического состава и одинаковой трещиноватости. Откуда следует, что данная зависимость будет отражать изменения затрат энергии взрыва, идущей на дробление горных пород при вариации соотношения

Использование вероятностно-статистической гипотезы разрушения горных пород позволяет не только оценить затраты энергии на дробление, но и разработать метод расчета параметров буровзрывных работ на заданный гранулометрический состав взорванной горной массы.

Таким образом, измеряя объем воронки разрушения и гранулометрический состав взорванной горной массы, можно получить зависимость изменения коэффициента полезного действия взрыва, как функции основных параметров БВР (линии наименьшего сопротивления и удельного расхода ВВ). Это позволило определить оптимальные, с точки зрения затрат энергии, параметры БВР, а также будет являться основой расчета параметров БВРна заданный гранулометрический состав взорванной горной массы.

3. Изменение затрат энергии на дробление как функция от приведенной ЛНС аппроксимируется квадратичной параболой.

Приведенные экспериментальные исследования изменения коэффициента взрывной эффективности как функции приведенной ЛНС, выполненные в условиях руд Малеевского рудника (см. рис.7) подтвердили полученные ранее результаты экспериментальных работ, выполненные в условиях карьеров.

Рассмотрим подробнее ту часть полученных зависимостей, которая характеризуется интервалом изменения соотношения ЛНС и веса заряда от минимальных значений до значений, при которых КПД достигает своего экстремума. Такое отношение к этому диапазону значений объясняется тем, что именно этот участок наиболее характерен для условий проведения промышленных взрывов, поскольку условия заложения заряда, начиная со значения равного 1.1, приближаются к условиям камуфлетного взрыва.

В нормированных координатах, когда по оси абсцисс откладывается отношение , а по оси ординат - отношение (где - значение максимума КПД взрывного дробления, - оптимальное значение соотношения ЛНС и веса заряда), левые части представленных кривых (рис.7) можно аппроксимировать зависимостью

(1)

Анализ опытных данных позволил установить, что показатель степени для исследуемой части кривой равен 2, следовательно, формула (1) примет вид:

(2)

Таким образом, зависимость (2) позволяет расчетным путем, зная значение для какого-нибудь эталонного взрыва, получить значения коэффициента полезного действия для любого другого взрыва, выполненного на этих же породах при вариации соотношения ЛНС и веса заряда в вышеуказанных пределах.

Зависимость (2) изменения затрат энергии взрыва на дробление горных пород получена в результате экспериментальных исследований при использовании одного взрывчатого вещества (аммонит №6ЖВ). Правомерность ее использования при применении других взрывчатых веществ можно доказать на основании результатов исследований Н.Ф.Адрианова, Г.С.Головкой, Б.В.Козловского, Ю.П.Мамашева «Полевой метод сравнительной оценки работоспособности водосодержащих ВВ», где приводятся данные гранулометрического состава взорванной горной массы и объем воронок разрушения при применении широкого ассортимента взрывчатых веществ (таблица 6). Следует отметить идентичность методик проведения экспериментов наших исследований (см. 2-ой этап настоящей работы) и исследований вышеименованных авторов, а также тот факт, что результаты взрывов при использовании различных ВВ получены на одних и тех же породах (базальты )

Результаты экспериментов вышеназванной работы обработаны по методике, изложенной в программе и методике настоящей работы. Однако, условие сохранения постоянного объема сосредоточенного заряда ВВ, что является одним из положений метода воронкообразования, потребовало изменения энергии заряда при использовании различных взрывчатых веществ. Естественно, что сравнение полученных значений по

Дата добавления: 2014-01-11