RU2517289C1 - Способ ведения буровзрывных работ на карьерах - Google Patents

Abstract

Изобретение относится к способам ведения буровзрывных работ на карьерах. Способ включает бурение параллельных рядов скважин, заряжание их зарядами взрывчатого вещества и короткозамедленное взрывание зарядов. Короткозамедленное взрывание радиально расположенных зарядов в мембранных слоях осуществляют следующим образом, взрывают первый ряд скважин, располагающийся 3 по счету от бровки уступа, вторым взрывают 1 ряд скважин с замедлением 25 мс, последним взрывают 2 ряд скважин с замедлением 50 мс. Для установления места расположения мембранных слоев фотографируют породный массив и определяют радиус кривизны откоса выемочного блока уступа по зависимости, с учётом акустической жесткости скального массива; средневзвешенного послойного количества системных трещин, приходящихся на ширину заходки Ш_з выемочного блока; средневзвешенного расстояния между двумя смежными трещинами системы; степени дробления; линии сопротивления по подошве уступа; суммы мощностей слоев породы; коэффициента крепости (по шкале М.М. Протодьяконова); скорости нагружения пород, коэффициента зажима; потенциальной энергии ВВ и к.п.д. взрыва. Способ позволяет достичь максимальной проработки массива скальных пород, снизить удельный расход ВВ, а также увеличить выход сырья товарной фракции из полезного ископаемого. 4 ил., 1 табл.

Description

Способ ведения буровзрывных работ на карьерах является техническим решением, относящимся к области ведения открытых горных работ, в частности проведения взрывной подготовки породного массива к экскавации, и может быть использован при разработке месторождений скальных пород.

Известен способ взрывной отбойки горных пород на карьерах (К.Н. Трубецкой, М.Г. Потапов, К.Е. Винницкий, Н.Н. Мельников и др. Справочник. Открытые горные работы. - М.: Горное бюро, 1994. 590 с.: ил.), который включает бурение параллельных рядов скважин, заряжание их зарядами взрывчатого вещества с последующим короткозамедленным взрыванием зарядов с помощью детонирующего шнура.

Недостатками аналога являются повышенный удельный расход взрывчатых веществ, низкая степень проработки массива и, как следствие, большой процент выхода негабаритных отдельностей, а также высокая степень переизмельчения горной породы.

В качестве прототипа выбран способ взрывной отбойки горных пород со слоистой текстурой на карьерах (патент на изобретение №2055303, МПК⁶ F42D 3/04, Е21С 37/00, Е21С 41/26, бюллетень №7, год 1996), заключающийся в отбойке горных пород со слоистой структурой на карьерах, включающий бурение параллельных рядов скважин, заряжание их зарядами взрывчатого вещества и короткозамедленное взрывание зарядов с помощью детонирующего шнура.

К недостаткам прототипа относятся повышенный удельный расход взрывчатых веществ и, как следствие, переизмельчение пород. Также недостатками данного способа является учет только слоистости массива, однако природный массив имеет еще и системную трещиноватость и оценивается по блочности, и, как следствие, происходит неполное использование энергии взрыва за счет рассеивании ее части в массиве в виде сейсмических колебаний.

Задачей технического решения является экономия энергии за счет наиболее полного использования энергии взрыва с учетом природной блочности массива.

Способ ведения буровзрывных работ, содержащий бурение параллельных рядов скважин, заряжание их зарядами взрывчатого вещества и короткозамедленное взрывание зарядов отличающийся тем, что короткозамедленное взрывание радиально расположенных зарядов в мембранных слоях осуществляют следующим образом: взрывают первый ряд скважин, располагающийся 3 по счету от бровки уступа, вторым взрывают 1 ряд скважин с замедлением 25 мс, последним взрывают 2 ряд скважин с замедлением 50 мс, причем для установления места расположения мембранных слоев фотографируют породный массив и определяют радиус кривизны откоса выемочного блока уступа по следующей зависимости:

где ρС_р - акустическая жесткость скального массива, кг/м³·м/с;

$$n_{тр}^{II}$$

- средневзвешенное послойное количество системных трещин, приходящих на ширину заходки Ш_з выемочного блока, шт.;

$$1_{тр}^{II}$$

- средневзвешенное расстояние между двумя смежными трещинами системы, м;

$${\sum }_1^m\lg \left(D/d_{1\dots m}\right)$$

- степень дробления, кг/м³;

W - линия сопротивления по подошве уступа, м;

$${\sum }_1^n{m}_{п}^{сл}$$

- сумма мощностей слоев породы, м;

f - коэффициент крепости (по шкале М.М. Протодьяконова);

ν_n - скорость нагружения пород кгс/см²/с;

k_заж - коэффициент зажима;

Q_v - потенциальная энергия ВВ, кгс·м/кг;

η - к.п.д. взрыва.

Использованные в расчетной формуле параметры характеризуют крепость породы, природный гранулометрический состав породного массива, степень его дробления и потенциальную энергию скважинных зарядов, размещенных в геологическом пространстве в определенном порядке.

Акустическую жесткость ρС_р выражают произведением скорости распространения упругих волн в горной породе на ее плотность, и она напрямую зависит от свойств, состава и структуры породного массива.

При увеличении плотности скального породного массива, как правило, происходит увеличение скорости распространения упругих волн в горной породе, возрастает акустическая жесткость среды, увеличивается скорость распространения взрывной волны и величина деформационных напряжений в разрушаемом взрывом породном массиве.

Увеличение плотности породы приводит к увеличению акустической жесткости породной среды и уменьшению рассчитываемого радиуса кривизны свободной поверхности. Данную закономерность объясняют следующим. Для разрушения крепких плотных породных массивов требуется больше энергии взрыва, чем для массивов средней крепости, что приводит к большому расходу взрывчатого вещества и средств взрывания. Меньший радиус кривизны свободной поверхности откоса уступа способствует большей концентрации энергии взрыва скважинных зарядов во взрываемом блоке и позволяет получить требуемый гранулометрический состав взорванной массы с учетом природного гранулометрического состава выемочного блока.

Коэффициент зажима введен в формулу для расчета радиуса кривизны откоса выемочного блока вследствие условий заложения скважинных зарядов и последовательности их взрывания в «зажатой» взрывом среде, формируемой крайними рядами скважин. В этих условиях ρ₂C_ρ2/ρ₁C_ρ1>0 (ρ₁C_ρ1 - акустическая жесткость дискретной среды до взрыва; ρ₂C_ρ2 - акустическая жесткость взрываемого блока во время взрыва крайних рядов скважинных зарядов) проявляется эффект отражения взрывной волны с увеличением удельной величины энергии взрыва W_уд0 на величину коэффициента зажима k_заж.

При уменьшении акустической жесткости породного массива коэффициент зажима будет уменьшаться. Значение радиуса кривизны свободной поверхности взрываемого блока будет уменьшаться. Данная зависимость имеет следующее объяснение. Малый радиус кривизны свободной поверхности взрываемого блока приводит к высокой концентрации энергии взрыва во взрываемом блоке. Увеличение радиуса кривизны свободной поверхности взрываемого блока приводит к низкой концентрации энергии взрыва в блоке, вследствие чего существенное влияние на распространение взрывных волн и величину деформационных напряжений оказывает дискретная среда. Характеристику дискретной среды породного массива в формуле расчета радиуса кривизны откоса выемочного блока уступ, выражают через средневзвешенное послойное количество системных трещин $$n_{тр}^{II}$$

, приходящих на ширину заходки выемочного блока; средневзвешенное расстояние между двумя смежными трещинами системы $$1_{тр}^{II}$$

и сумму мощностей слоев породы $${\sum }_1^n{m}_{п}^{сл}$$

.

Через перечисленные параметры выражают геометрические параметры выемочного блока соответственно. Это выполняют с целью оценки массива выемочного блока добычного уступа по гранулометрическому составу и выделяют ту часть массива, которую необходимо дробить, а остальную часть массива выемочного блока рыхлить. За счет этого получают, управляемым взрывом в выемочном блоке добычного уступа, заданные природный и техногенный диапазоны гранулометрического состава отдельностей выемочного блока и сопоставляют его с размерами приемных отверстий технологического оборудования.

Увеличение средневзвешенного послойного количества системных трещин $$n_{тр}^{II}$$

приводит к уменьшению средневзвешенного расстояния $$1_{тр}^{II}$$

и уменьшению значения радиуса кривизны откоса выемочного блока уступа. Данную закономерность объясняют следующим. При меньшем значении средневзвешенного расстояния между двумя смежными системами трещин средний размер куска в массиве в меньшей степени требует дробления, следовательно, энергию взрыва требуется направить на сотрясание (рыхление) массива, а не на дробление. Меньший радиус кривизны свободной поверхности взрываемого блока при определенном удельном расходе взрывчатого вещества способствует более равномерному распространению упругих волн и деформационных напряжений в взрываемом породном блоке. Удельный расход взрывчатого вещества устанавливают для определенных условий взрывания с соответствующими параметрами. При взрыве происходит рыхление выемочного блока с получением гранулометрического состава взорванной массы с минимальным переизмельчением породы.

Через параметр - степень дробления $${\sum }_1^m\lg \left(D/d_{1\dots m}\right)$$

выражают отношение размера среднего куска в массиве к размеру среднего куска в развале взорванной горной массы.

Значение среднего размера куска в развале взорванной горной массы устанавливают из технологических требований подготовки горных пород к экскавации.

Так как средний размер куска в массиве выражают через средневзвешенное расстояния между двумя смежными трещинами системы $$1_{тр}^{II}$$

, то и значение параметра степени дробления горной массы зависит от отношения средневзвешенного расстояния между двумя смежными трещинами системы $$1_{тр}^{II}$$

и технологического требования к среднему размеру экскавируемого куска горной массы.

Увеличение средневзвешенного послойного количества системных трещин $$n_{тр}^{II}$$

ведет к уменьшению расстояния между двумя смежными трещинами, степени дробления и радиуса кривизны откоса выемочного блока. Это объясняют тем, что большее значение степени дробления массива соответствует породе с большим средневзвешенным расстоянием между двумя смежными трещинами системы $$1_{тр}^{II}$$

. В таком случае куски в выемочном блоке требуется больше дробить. Для получения эффекта дробления распространением упругих волн и деформационных напряжений радиус кривизны свободной поверхности взрываемого блока увеличивается.

Линию сопротивления по подошве вычисляют по формуле

W=h_y·ctgα+с, м,

где h_у - высота взрываемого блока, α - угол откоса уступа взрываемого блока, с - безопасное расстояние от скважины до верхней бровки уступа.

В случае если угол откоса уступа взрываемого блока α=90, линия сопротивления по подошве равна безопасному расстоянию от скважины до верхней бровки уступа с.

При увеличении высоты уступа и угла откоса уступа взрываемого блока увеличивается линия сопротивления по подошве. Радиус кривизны свободной поверхности откоса уступа R_э изменяется прямо пропорционально линии сопротивления по подошве уступа W, так как данные параметры связаны геометрически. При увеличении линии сопротивления по подошве уступа происходит общее увеличение взрываемого блока, следовательно, и радиус кривизны свободной поверхности взрываемого блока увеличивается.

Коэффициент крепости по шкале Протодьяконова оценивает горные породы по трудоемкости разрушения, тесно связан с акустической жесткостью, так как составляет 0,1 предела прочности породы на одноосное сжатие, которое устанавливают лабораторным путем. Следовательно, как и в случае с акустической жесткостью, увеличение коэффициента Протодьяконова приводит к уменьшению радиуса кривизны свободной поверхности откоса уступа. Как и с параметром акустической жесткости, данная закономерность объяснятся тем, что для разрушения крепких породных массивов требуется большая концентрация энергии взрыва, чем для массивов средней крепости.

Значение параметра скорости нагружения породного массива ν_n устанавливают на основании лабораторных исследований физико-механических свойств горных пород и типа применяемого на предприятии взрывчатого вещества.

Увеличение скорости нагружения ν_n приводит к увеличению радиуса кривизны свободной поверхности откоса уступа, что объясняют необходимостью большего пространственного распределения упругих волн и деформационных напряжений в целях снижения переизмельчения породы.

Значение параметра «потенциальная энергия взрывчатого вещества» выбирают в соответствии с типом используемого взрывчатого вещества и взрываемой породы. Использование взрывчатых веществ с высоким значением потенциальной энергии ведет к уменьшению радиуса кривизны свободной поверхности откоса уступа. Это объясняют тем, что распределение упругих волн и деформационных напряжений при малом радиусе кривизны свободной поверхности взрываемого блока, при определенном расходе взрывчатых веществ, позволяет получать требуемый гранулометрический состав взорванной массы. Удельный расход взрывчатого вещества устанавливают для определенных условий взрывания с соответствующими параметрами.

С энергетической точки зрения основным путем повышения эффективности разупрочнения является повышение к.п.д. η взрыва за счет управления первичным и вторичным полями напряжений.

Чем больше величина к.п.д. взрыва, тем меньше радиус кривизны свободной поверхности откоса уступа. Данное заключение вынесено вследствие применения формулы определения радиуса кривизны свободной поверхности откоса уступа в условиях экспериментальных взрывов. Это объясняют тем, что распределение упругих волн и деформационных напряжений при малом радиусе кривизны свободной поверхности взрываемого блока, при определенном расходе взрывчатых веществ, позволяет получать требуемый гранулометрический состав взорванной массы. Удельный расход взрывчатого вещества устанавливают для определенных условий взрывания с соответствующими параметрами.

Радиус кривизны свободной поверхности является одним из основных управляемых технологических параметров БВР.

Придание кривизны свободной поверхности повышает эффективность действие взрыва за счет эффективного отражения и наложения взрывных волн в выемочном блоке добычного уступа.

Технологическими особенностями ведения горных работ на рудниках и карьерах предусматривают наличие, по крайней мере, одной открытой поверхности, от которой возможно отражение волн напряжений, как в естественном состоянии, так и при изменении условий на внешнем контуре разрушения.

При условии отражения волн напряжений от одной открытой поверхности в разрушаемый объем возвращают 1/6 энергии волны; от двух - 2/6, от трех - 3/6 и т.д.; остальная энергия рассеивается в массиве горных пород в виде энергии сейсмических колебаний.

При условии отражения энергии волн напряжения от теоретически возможных шести открытых поверхностей качество дробления пород может быть повышено, а сейсмическое действие взрыва снижено до нуля.

Если длины свободных поверхностей представить как бесконечно малые величины, а их количество максимально возможное, то форма уступа представляется сегментом окружности. Таким образом, откос уступа в форме радиуса позволит эффективнее отражать и концентрировать в какой-то точке отраженную от свободной поверхности энергию взрывной волны.

Повышенное отражение энергии волн напряжения может быть достигнуто на основе создания в разрушаемой породе искусственного экрана с акустической жесткостью, существенно отличающейся от акустической жесткости разрушаемой среды.

Эффективное экранирование энергии взрывных волн, смыкание (размыкание) естественных и техногенных трещин внутри экранированного объема достигают при соблюдении условий: индивидуальных конструкций скважинных зарядов, создания экранов из систем трещин или иным способом и последовательности инициирования зарядов.

Межэкранная технология отличается от контурного взрывания тем, что скважинные заряды по функциональному назначению разделяют на экраносоздающие и дробящие. Экраносоздающие скважинные заряды настраивают по естественным системам трещин. Взрывают заряды с определенным интервалом замедления относительно дробящих скважинных зарядов. Дробящие скважинные заряды закладывают в природные отдельности и взрывают в определенной последовательности.

Перед проведением экспериментального взрыва в условиях карьера ООО «Восточные Берники», при математическом моделировании в программной среде Microsoft Excel были установленные следующие значения параметров:

W=5,32 м

$${\sum }_1^n{m}_{п}^{сл}=12м$$

f=4

ν _n =4,5 кгс/см²/c

k_заж =0,9

Q_ν=356,8 кгс·м/кг

η=0,13

При расчете формулы радиуса кривизны свободной поверхности взрываемого блока с приведенными выше параметрами значение радиуса равно 24,5 м.

В итоге экспериментального взрыва на уступе с радиусом кривизны свободной поверхности 24,5 м были получены следующие результаты:

- удельный расход взрывчатого вещества (граммонит 79/21/игданит) был снижен на 7%;

- выход товарной фракции щебня был увеличен на 10%.

Без применения межэкранной технологии выход негабаритных отдельностей составлял более 35%.

При проведении экспериментального взрыва в условиях карьера «Новогурово» были рассчитаны следующие параметры:

W=5,32 м

$${\sum }_1^n{m}_{п}^{сл}=6м$$

f=4

ν_n =4,5 кгс/см²/c

k_заж =0,9

Q_V=356,8 кгс·м/кг

η=0,13

Взрыв проводился на сложном горизонте, имеющем следующую особенность. В отличии от всех уступов, при производстве взрывных работ негабаритный камень образуется из кровли и подошвы уступа. Образовавшийся негабарит достигает размеров до 3-4 метров из кровли и 2-3 метров из его подошвы. Выход негабарита достигает 40-50% от всей горной массы при взрыве.

При расчете формулы радиуса кривизны свободной поверхности взрываемого блока с приведенными выше параметрами значение радиуса равно 22,5 м.

В итоге экспериментального взрыва на уступе с радиусов кривизны свободной поверхности 22,5 м были получены следующие результаты:

- выход негабаритных отдельностей был снижен до 7%;

- удельный расход взрывчатого вещества (граммонит 79/21/игданит) был увеличен на 0,05 кг/м³.

Негативным фактором экспериментального взрыва в условиях карьера «Новогурово» является увеличение удельного расхода взрывчатого вещества вследствие сложных геологических условий, которые характеризуют высокими показателями $$l_{тр}^{II}=\mathrm{3,42}м$$

и $${\sum }_1^m\lg \left(D/d_{1\dots m}\right)=\mathrm{0,6}{\text{ кг/м}}^{\text{3}}$$

.

Техническая сущность предложенного технического решения поясняют чертежами, на которых:

Фиг.1 - система трещин в массиве;

Фиг.2 - схема расположения скважин и радиальная конфигурация уступа:

1 - сетка скважин;

2 - радиальная конфигурация уступа.

Фиг.3 - схема коммутации заряда:

1 - сетка скважин;

2 - радиальная конфигурация уступа;

3 - детонационный шнур;

4 - время замедления при детонации зарядов.

Фиг.4 - конструкция заряда в скважинах:

5 - заряд взрывчатого вещества;

6 - забойка;

7 - уступ.

Способ ведения буровзрывных работ осуществляют следующим образом:

- фотографируют уступ;

- при помощи полученной фотографии в графическом редакторе (AutoCAD, CorelDraw, Компас, Solid Works и др.) определяют мембранные слои породы (Фиг.1);

- определяют место бурения скважин;

располагая данными, касающимися мембранных слоев, устанавливают место расположения заряда ВВ;

- принимают способ вертикальных зарядов, расположенных в вертикальных скважинах диаметром 150, 160 мм при трехрядном их расположении на уступе и короткозамедленном взрывании;

- детонацию рядов скважин производят следующим образом: первым взрывают ряд скважин, располагающийся 3 по счету от бровки уступа, таким образом создают условия для образования границы разделения двух сред с различными акустическими жесткостями

$$p_2{c}_2/p_1{c}_1\to 0$$

,

где р - плотность пород в массиве, кг/м³;

с - скорость распространения продольных волн в заданных породах;

что позволит отразить обратно в массив часть энергии взрыва для создания в выемочном блоке зоны интенсивного дробления. Зона, ограниченная свободной поверхностью откоса уступа и созданного экрана. Для снижения массы взрывчатого вещества, необходимого для создания условий образования экрана, экраносоздающие скважины располагают в устье трещины основной системы трещин.

Далее детонацию осуществляют следующим образом: взрывают первый ряд скважин с замедлением 25 мс, последним взрывают 2 ряд скважин с замедлением 50 мс (Фиг.3).

- первый и второй ряды скважин имеет рассредоточенный заряд с расположением зарядов в основных мембранных слоях (мощностью, соответствующей или больше негабаритной отдельности).

С целью снижения выхода негабаритных отдельностей и более равномерного дробления массива дробящие скважины располагают в блоках основной системы трещин, что определяет необходимость при выборе направления фронта горных работ учитывать направления основной системы трещин.

Таблица 1
Причинно-следственная связь между совокупностью существенных признаков заявляемого способа и достигаемым техническим результатом
Виды технического результата и их размерность	Показатели фактические или расчетные		Объяснение, за счет чего стало возможным улучшение показателей предложенного способа по сравнению с прототипом
	Прототипа	Заявляемого способа
Учет породной структуры массива	Учет только слоистости породного массива	Учет системной трещиноватости породного массива и оценка его по блочности	Использование фотографии и графических редакторов
Выход товарной фракции щебня в условиях карьера ООО «Восточные Берники», %	55%	65%	Учет системной трещиноватости породного массива и оценка его по блочности, усовершенствованная схема инициирования зарядов, отражение взрывной волны от созданного экрана
Удельный расход взрывчатого вещества, кг/м3	0,620	0,577 (экономия 7%)	Учет системной трещиноватости породного массива и оценка его по блочности, применение рассредоточенного заряда, отражение взрывной волны от созданного экрана

Техническое решение позволяет вернуть в массив часть энергии взрыва за счет ее отражения от созданного экрана, также снизить удельный расход взрывчатого вещества и повысить выход товарной продукции.

Технико-экономическое обоснование

При применении способа производства буровзрывных работ при подготовке выемочного блока добычного уступа горных пород к экскавации в условиях карьера ООО «Восточные Берники» были достигнуты следующие результаты:

- удельный расход взрывчатого вещества (граммонит 79/21/игданит) был снижен на 7%;

- выход товарной фракции щебня был увеличен на 10%.

При применении способа производства буровзрывных работ при подготовке выемочного блока добычного уступа горных пород к экскавации в условиях карьера ООО «Новогурово» были достигнуты следующие результаты:

- выход негабаритных отдельностей был снижен до 7%;

- удельный расход взрывчатого вещества (граммонит 79/21/игданит) был увеличен на 0,05 кг/м³.

Claims (1)

1. Способ ведения буровзрывных работ на карьерах, содержащий бурение параллельных рядов скважин, заряжание их зарядами взрывчатого вещества и короткозамедленное взрывание зарядов, отличающийся тем, что короткозамедленное взрывание радиально расположенных зарядов в мембранных слоях осуществляют следующим образом, взрывают первый ряд скважин, располагающийся 3 по счету от бровки уступа, вторым взрывают 1 ряд скважин с замедлением 25 мс, последним взрывают 2 ряд скважин с замедлением 50 мс, причем для установления места расположения мембранных слоев фотографируют породный массив и определяют радиус кривизны откоса выемочного блока уступа по следующей зависимости:
   $${\text{R}}_{\text{э}}=\frac{\text{235}\cdot {\text{10}}^{\text{3}}}{{\text{ρC}}_{\text{p}}^{\text{4}}}{\left(\frac{\left({\text{n}}_{\text{тр}}^{\text{''}}-\text{1}\right){\text{l}}_{\text{тр}}^{\text{''}}\text{W}{\displaystyle {\sum }_{\text{1}}^{\text{n}}{\text{m}}_{\text{п}}^{\text{сл}}{\displaystyle {\sum }_{\text{1}}^{\text{m}}\text{lg}\left({\text{D/d}}_{\text{1}\dots \text{m}}\right)\sqrt{\text{f}}\left(\text{1}+\text{0}{\text{.16lgν}}_{\text{n}}\right){\text{k}}_{\text{заж}}}}}{{\text{Q}}_{\text{v}}^{\text{1}+\text{η}}{\text{ρC}}_{\text{p}}^{\text{20}}}\right)}^{\mathrm{0,2}}$$

   

   
   где ρC_p - акустическая жесткость скального массива, кг/м³·м/с;
   $$n_{тр}^{II}$$

   

   - средневзвешенное послойное количество системных трещин, приходящих на ширину заходки Ш_з выемочного блока, шт.;
   $$l_{тр}^{II}$$

   

   - средневзвешенное расстояние между двумя смежными трещинами системы, м;
   $${\Sigma }_1^m\lg \left(D/d_{1\dots m}\right)$$

   

   - степень дробления, кг/м³;
   W - линия сопротивления по подошве уступа, м;
   $${\Sigma }_1^n{m}_{п}^{сл}$$

   

   - сумма мощностей слоев породы, м;
   f - коэффициент крепости (по шкале М.М.Протодьяконова);
   ν_n - скорость нагружения пород кгс/см²/с;
   k_заж - коэффициент зажима;
   Q_V - потенциальная энергия ВВ, кгс·м/кг;
   η - к.п.д. взрыва.

Images