Обоснование параметров взрывной отбойки обводненных горных пород Хибинских месторождений (на примере Коашвинского месторождения АО «Апатит») Аленичев Игорь Алексеевич

Содержание к диссертации

Введение

ГЛАВА 1. Анализ состояния вопроса 4

1.1. Современное состояние теории и практики взрывного разрушения горных пород в обводненных условиях 10

1.2. Существующие варианты учета фактора обводненности при выполнении расчета параметров БВР 26

1.3. Технология ведения взрывных работ на карьерах АО «Апатит»

1.3.1. Способ бурения и буровые диаметры скважин 33

1.3.2. Условия и способы взрывания. 34

1.3.3. Типы применяемых взрывчатых веществ и средств инициирования 39

1.3.4. Конструкция зарядов 41

1.3.5. Зарядное оборудование 43

1.4. Принятые методы расчета параметров буровзрывных работ на карьерах АО

«Апатит» 44

Выводы по главе 1 и постановка задач исследований 50

ГЛАВА 2. Районирование карьера по водонасыщению горного массива 52

2.1. Горно-геологические и гидрогеологические условия Коашвинского месторождения АО «Апатит» 52

2.2. Гидрогеологический расчет водопритоков в Коашвинский карьер за счет подземных и атмосферных вод 64

2.3. Выделение зон завышенного выхода негабарита и связи их со степенью обводненности данных участков 71

Выводы по главе 2 79

Глава 3. Исследование разрушающего действия взрывов в водонасыщенных массивах горных пород 80

3.1. Механизм разрушения апатит-нефелиновых руд 80

3.2. Исследование прочностных и динамических характеристик водонасыщенных апатит-нефелиновых руд с различным содержанием Р2О5 84

3.3. Определение особенностей разрушения при взрыве зарядов ВВ в образцах апатит-нефелиновых руд после водонасыщения 95

Выводы по главе 3 99

Глава 4. Обоснование параметров бвр и схем взрывания в обводненных условиях 100

4.1. Обоснование удельного расхода ВВ при отбойке водонасыщенных апатит-нефелиновых руд 100

4.2. Расчет основных технологических параметров скважинных зарядов 104

4.3. Выбор замедления и схемы инициирования скважинных зарядов 107

4.4. Производственные испытания предложенных параметров в условиях Коашвинского карьера АО «Апатит» 116

Выводы по главе 4 125

Заключение 126

Список использованных источников 126

• Технология ведения взрывных работ на карьерах АО «Апатит»
• Гидрогеологический расчет водопритоков в Коашвинский карьер за счет подземных и атмосферных вод
• Исследование прочностных и динамических характеристик водонасыщенных апатит-нефелиновых руд с различным содержанием Р2О5
• Выбор замедления и схемы инициирования скважинных зарядов

Введение к работе

Актуальность работы. Взрывная подготовка горной массы к экскавации относится к основным технологическим процессам горного производства и в значительной мере определяет себестоимость добычи полезных ископаемых. С понижением уровня горных работ на карьерах Кольского полуострова увеличились объёмы добычи крепких и обводненных горных пород, а с ними и выход негабаритных фракций на рудных горизонтах при взрывной отбойке. Особенно это относится к карьерам с большими водопритоками.

Обводненность горных пород в значительной степени оказывает влияние на механизм разрушения горных пород взрывом, так как из-за водонасыщения изменяются их прочностные характеристики, что сказывается и на характере их дробления.

Изучением механизма взрывного разрушения водонасыщенных
горных пород и грунтов занимались многие ученые, среди которых особо
следует отметить труды В.В. Адушкина, А.Н. Бовта, А.А. Вовка,
В.А. Боровикова, Д.Д. Гализина, Э.И. Ефремова, А.Т. Карманского,
С.А. Козырева, В.М. Комира, Ф.И. Кучерявого, Г.П. Парамонова,

Г.И. Покровского, Н.Я. Репина, В.И. Сивенкова, В.А. Фокина и др.

Проведенный анализ исследований показал, что обводненность массива горных пород, несомненно, сказывается на результатах взрыва. Но её влияние на степень дробления оценивается достаточно неоднозначно. Разными авторами отмечено как ухудшение, так и в некоторых случаях улучшение дробления. В большинстве же исследований отмечается, что при взрывании обводненных массивов горных пород изменяется механизм разрушения, уменьшается выход мелких фракций и увеличивается размер среднего куска. Данный факт объясняется тем, что горная порода является сугубо индивидуальной, со своим набором свойств (пористость, трещиноватость, плотность, структурно-текстурные признаки и т.д.), влияющих на водонасыщение, поэтому необходимо оценивать влияние обводненности на взрываемость горных пород на конкретных объектах.

В настоящее время не существует каких-либо рекомендаций или нормативных документов, дающих количественную оценку изменения взрываемости массива в зависимости от обводненности. На карьерах Кольского полуострова параметры БВР выбираются без учета обводненности, а используются усредненные значения для всех условий, что ведет к разным конечным результатам.

Поэтому изучение механизма разрушения обводненных горных пород и обоснование параметров буровзрывных работ для таких условий является весьма актуальной задачей.

Цель диссертационной работы.

Повышение эффективности скважинной отбойки в обводненных
условиях карьеров на основе учета особенностей разрушения

водонасыщенных апатит-нефелиновых руд при взрыве скважинных зарядов.

Идея работы заключается в учете при расчёте основных параметров буровзрывных работ размеров среднего куска в отбитой горной массе и обеспечении максимального взаимодействия зарядов при короткозамедленном взрывании за счет выбора оптимального времени замедления между зарядами.

Задачи исследований:

1. Выполнить анализ методов управления энергией взрыва при отбойке обводненных горных пород.

2. Провести районирование участков Коашвинского карьера по степени их обводненности.

3. Исследовать физико-механические свойства и динамические характеристики водонасыщенных апатит-нефелиновых руд с различным содержанием P₂O₅.

4. Исследовать разрушающее действие взрыва в водонасыщенных апатит-нефелиновых рудах.

5. Обосновать параметры БВР и схемы взрывания в обводненных условиях.

Научная новизна работы:

6. На примере Коашвинского карьера АО «Апатит» выявлены области с повышенным выходом негабаритных фракций и установлена взаимосвязь выхода негабарита при взрывной отбойке с объемом дренажных вод, поступающих в карьер, а также показана необходимость корректировки параметров буровзрывных работ с целью интенсификации степени дробления обводненных горных пород.

7. Установлены зависимости изменения пределов физико-механических свойств и динамических характеристик водонасыщенных апатит-нефелиновых руд с различным содержанием P₂O₅. Экспериментально установлено, что обводненность приводит к снижению прочностных характеристик апатит-нефелиновых руд в среднем на 5–9% и к увеличению динамических характеристик.

8. Обоснован механизм разрушения водонасыщенных сред при взрыве скважинных зарядов и показано, что при взрыве заряда ВВ в зернистых водонасыщенных средах происходит увеличение среднего размера куска в отбитой горной массе за счет увеличения зоны переизмельчения и уменьшения размеров зоны регулируемого дробления.

4. Обоснован рациональный удельный расход ВВ на отбойку апатит-нефелиновых руд с различным содержанием P₂O₅ в условиях обводненности массива.

Защищаемые научные положения:

9. При взрыве заряда ВВ в зернистых водонасыщенных средах происходит увеличение среднего размера куска в отбитой горной массе за счет увеличения зоны переизмельчения в ближней зоне взрыва и уменьшения размера зоны регулируемого дробления.

10. Повышение качества взрывного дробления в обводненных апатит-нефелиновых рудах достигается за счет применения рационального удельного расхода на отбойку с учетом поправочного коэффициента на обводненность.

11. Оптимальный интервал замедления между скважинами в диагонали при инициировании зарядов неэлектрическими системами выбирается исходя из условий дополнительного воздействия ударной волны последующего заряда на зону трещинообразования предыдущего, чем обеспечивается более интенсивное дробление водонасыщенных апатит-нефелиновых руд.

Методы исследований.

При выполнении работы использовался комплексный метод
исследований, включающий обобщение теоретических и

экспериментальных исследований по отбойке горных пород в
обводненных условиях, лабораторные методы исследования по оценке
физико-механических и динамических характеристик апатит-

нефелиновых руд, полигонные испытания по взрыванию сухих и
водонасыщенных образцов с различным содержанием P₂O₅,

промышленные испытания различных схем инициирования, проверка в натурных условиях разработанных способов взрывания.

Практическая значимость работы:

12. Предложен поправочный коэффициент, который необходимо использовать при расчете удельного расхода ВВ на дробление 1 м³ руды в обводненных условиях.

13. Определен оптимальный интервал замедления между основными отбойными скважинами в ряду при инициировании зарядов неэлектрическими системами для диагональных схем взрывания.

14. Обоснованы рациональные параметры БВР для отбойки обводненных массивов горных пород.

Реализация результатов работы.

Результаты, полученные в диссертационной работе, послужили основой для корректировки типового проекта ведения взрывных работ на руднике Восточный АО «Апатит» и могут быть использованы в схожих горно-геологических условиях отработки месторождений.

Достоверность научных положений подтверждается большим
объемом проанализированной и обобщенной исходной информации по
отбойке горных пород в обводненных условиях, использованием
современной измерительной аппаратуры при проведении испытаний,
удовлетворительной сходимостью лабораторных и полигонных

экспериментов с данными опытно-промышленных взрывов, выполненных в условиях производства АО «Апатит».

Личный вклад автора заключается в сборе и анализе отечественной и зарубежной литературы по данной тематике, постановке целей и задач исследований, в экспериментальном определении физико-механических и динамических характеристик апатит-нефелиновых руд, проведении испытаний по взрыванию образцов руд и определению гранулометрического состава на промышленных объектах АО «Апатит», обобщении и анализе полученных результатов, обработке полученных данных на ЭВМ, проведении массовых взрывов на производстве.

Апробация работы.

Основные положения диссертации докладывались и обсуждались на:

Всероссийской научно-технической конференции с международным участием «Мониторинг природных и техногенных процессов при ведении горных работ» (г. Апатиты, 2013 г.);

VI Школе молодых ученых (г. Апатиты, 2014 г.);

II Всероссийской научно-технической конференции с международным участием «Глубокие карьеры» (г. Апатиты, 2015 г.);

VII Школе молодых ученых (г. Апатиты, 2015 г.);

X Всероссийской молодежной научно-практической конференции «Проблемы недропользования» (г. Екатеринбург-Апатиты, 2016 г.);

- на заседаниях Горной секции и Ученого совета ГоИ КНЦ РАН.
Публикации. Основные материалы по теме диссертации

опубликованы в 5 печатных работах, в том числе 3 работы в изданиях, рекомендованных ВАК Министерства образования и науки РФ.

Объем и структура работы.

Технология ведения взрывных работ на карьерах АО «Апатит»

В настоящее время для того чтобы взрыв соответствовал основным требованиям (фракция, требуемых размеров без крупных негабаритов, отсутствие завышений по подошве и заколов за последним рядом скважин, а так же развал взорванной породы должен быть заданной ширины и высоты, обеспечивающий высокопроизводительную и безопасную работу погрузочных и транспортных машин), при расчете буровзрывных работ необходимо учитывать множество параметров. В число определяющих параметров должны входить величины: 1. Характеризующие заряд (плотность ВВ, плотность заряжания заряда, эквивалентная по энергии взрыва масса заряда, радиус заряда, теплота взрывчатого превращения заряда ВВ). 2. Характеризующие зарядную камеру (радиус заряда, длина скважины и т.д.). 3. Характеризующие условия взрыва (длина заряда, линия наименьшего сопротивления, длина забойки и материал забойки, способ инициирования заряда и т.д.). 4. Характеризующие окружающую среду (плотность среды, скорость распространения продольных и поперечных волн, модуль упругости, коэффициент Пуассона, критические напряжения на сжатие, на сдвиг и отрыв, величины определяющие трещиноватость и обводненность).

Из всех представленных параметров наименее изученным остается параметр обводненности, и способы его учета при проектировании массовых взрывов на карьере. Сегодня с фактором обводненности борются в основном с практической точки зрения, об этом говорилось выше. Но практические методы должны сопровождаться теоретическим расчетами, в которых будет заложен фактор обводненности, его влияние на параметры буровзрывных работ и результаты взрыва.

Основными параметрами при расчете которых, в той или иной мере, учитывается фактор обводненности являются удельный расход ВВ, и расчет параметров волн напряжений при определении сетки расположения скважин. 1. Варианты расчета удельного расхода. В работах Кутузова Б.Н., Рубцова В.К. [66] расчетный удельный расход ВВ представлен как функция среднего диаметра отдельности dcp, крепости породы /и требований к кондиционному куску dk . qp=(p{dcpJ02\dk\ (1.1) Эта зависимость дает возможность классифицировать массивы по трещиноватости и взрываемости, например, по классификации Междуведомственной комиссии по взрывному делу (МВК по ВД) или десяти категорийную шкалу Минцветмета. С другой стороны, трещиноватость массива можно оценивать акустическим показателем трещиноватости [90]: A 2 м C yCoj (1.2) где: См - скорость продольных волн в массиве; С0 - скорость продольных волн в отдельности. Очевидно, что СТ Смб, а значит Асух Аобв. С этой поправкой можно рассчитать удельный расход ВВ заряда нормального выброса в обводненном массиве используя формулу, предложенную В.П. Тарасенко [93]: q = К0(А-f)1,4(5,5/Яэ)3,2(АэUэ/АU)1,\ (1.3) где: К0 - коэффициент пропорциональности; А - акустический показатель трещиноватости обводненного массива; f - коэффициент крепости породы по М.М. Протодьяконову; Хэ = (8-Gсж/2Gсдв) - показатель относительной вязкости породы; АиАэ- плотность заряжания для испытуемого и эталонного ВВ; U и UЭ - удельная энергия испытуемого и эталонного ВВ. Также эту поправку на обводненность можно ввести в зависимость, предложенную проф. Кутузовым Б.Н. [62,63,64], по которой определяется расчетный удельный расход ВВ скважинных зарядов рыхления: (d л2-5 (гобЛ112 Iе 2,6 где: р - плотность породы, т/м3; d3 - диаметр заряда, м; de - диаметр естественной отдельности в массиве, м; f - коэффициент крепости по шкале М.М. Протодъяконова; dK - принятый размер негабаритного куска, м (для апатит-нефелиновых руд составляет 900 мм); \ к у \ Р J q = (0,77. Ю-- аек+ 0,345 0,6 + 3,3- КГ3- djde). . .е. % (1.4) є - переводной коэффициент, как отношение теплоты взрыва эталонного к применяемому ВВ. Сроб, Срсух - соответственно скорость прохождения продольной волны в обводненном и сухом массиве горных пород.

Репин Н.Я. [89] предлагает для учета влияния обводненности пород ввести коэффициент кв, величина которого устанавливается на основе промышленных взрывов в сухих и обводненных породах путем минимизации приведенных затрат на вскрышные работы. На основании полученных данных установлена зависимость коэффициента кв от интенсивности трещиноватости взрываемых пород, характерная для максимального уровня обводненности пород: В=1,26-0,16 , (15) Удельный расход, таким образом, рассчитывается: сВ , q I1 Kd ср d eJ 100 + d 300 +Я (1.6) где: dе - диаметр естественной отдельности в массиве, м; dс - диаметр скважинного заряда, м; dср - средний диаметр куска взорванной горной массы, м; Н - высота уступа, м. При заряжании обводненных скважин используются водоустойчивые ВВ с коэффициентом относительной работоспособности, отличающимся от неводоустойчивых ВВ. Данный факт учитывают формулы (1.7,1.8): q = q Э k ВВ k Д k С. З kvk СП k ТР , (1 7) где: кВВ - коэффициент относительной работоспособности; кД - коэффициент, учитывающий необходимую степень дробления; кС.З - коэффициент, учитывающий фактически принимаемую форму зарядов; - коэффициент учитывающий влияние объема взрываемой массы на проектный расход ВВ; ken - коэффициент, учитывающий число свободных поверхностей взрываемой части массива; кТР - коэффициент трещиноватости. ЧэеввРпка q = 2,6 . (1.8) где: q3 - эталонный расход ВВ, кг/м3; евв - коэффициент работоспособности ВВ; рп - плотность породы, кг/м3; kd - поправочный коэффициент на допустимый размер куска разрушенной горной массы. 2. Расчет волн напряжений при определении сетки скважин.

Формирование сетки скважин основывается на известном подходе сопряжения зон трещинообразования [4,11,12,14]. Размеры зоны трещинообразования определяются из условия равенства максимальной амплитуды тангенциальной составляющей волны напряжений динамическому пределу прочности породы на отрыв: ( ) [ J, (1.9) где: w( )- максимальная амплитуда тангенциальной составляющей волны напряжений; Folp\ - динамический предел прочности породы на отрыв. Параметры волны напряжений, распространяющейся в трещиноватом, водонасыщенном массиве, предлагается определять по приведенным ниже формулам.

Гидрогеологический расчет водопритоков в Коашвинский карьер за счет подземных и атмосферных вод

Крепкие скальные породы представлены интрузивными щелочными нефелиновыми сиенитами (хибинитами, ийолит-уртитами, лявочорритами, апатит-нефелиновыми рудами).

В поверхностной части массива скальные породы выветрелые, интенсивно-трещиноватые, разбиты отдельными крупными трещинами. Мощность зоны измененных скальных пород средней прочности колеблется от 2-3 м до 15-20 м. Ниже этой зоны прослеживаются участки скальных пород средней трещиноватости. Средняя мощность этой зоны составляет 120 м. В рудном теле и на контакте с ним развиты зоны шпреуштейнизации, характеризующиеся повышенной трещиноватостью, раздробленностью пород. На участках контура карьера эти зоны встречаются редко.

С глубиной трещиноватость затухает, ниже отметок -50, -100 м представлена редкими трещиноватыми зонами. На месторождении выделяются четыре системы трещин: 1. Трещины пластовой отдельности, пологопадающие на север под углами 15-20 град. и до 35 град. 2. Пологопадающие тектонические трещины скалывания. 3. Крутопадающие поперечные трещины, падающие на юго-восток под углом 40-80 град. 4. Крутопадающие и вертикальные продольные трещины, падающие на северо-восток и юго-запад.

Расстояние между трещинами каждой системы колеблется в пределах от 10-15 см до 1-2 и более метров. Поверхности трещин, в основном, неровные и шероховатые. Гидрогеологические условия месторождения Интенсивное понижение и продвижение горных работ на месторождении требует постоянного контроля за гидрогеологической ситуацией (напоры, водопритоки, степень обводненности). Проникновение воды вглубь массива горных пород возможно с поверхности, если нижележащий массив трещиноват или имеет сильные тектонические нарушения. Основным фактором, определяющим гидрогеологические условия Коашвинского месторождения, является сильно расчлененный рельеф поверхности Хибинского массива, создающий благоприятные условия для дренирования вод кристаллических пород и четвертичных отложений. На рисунке 2.7 представлен типичный заряжаемый блок Коашвинского карьера и уровень воды в скважинах: Рис. 2.7. Заряжаемый блок Коашвинского карьера В пределах Коашвинского месторождения выделяют три водоносных горизонта, которые приурочены в основном к северному и восточному бортам карьера (рис. 2.8).

1. Водоносный горизонт четвертичных отложений. Четвертичные отложения имеют сплошное распространение в пределах долинного участка месторождения. Мощность этих отложений изменяется от нескольких метров в присклонной части, и до 45 м – в центральной части долины. Подземные воды, содержащиеся в покровной морене и алювиальных отложениях, безнапорные. Уровень водоносного горизонта в зависимости от рельефа местности и времени года залегает на глубине от 0 м до 10 м от поверхности земли (абсолютные отметки уровней 276-284 м). Питание водоносного горизонта осуществляется за счет атмосферных осадков и поверхностных вод.

2. Горизонт флювиогляциальных песков, отделенный от вышележащего грунтового горизонта слоем глин. Водоносный горизонт флювиогляциальных отложений, приуроченный к песчаным и гравийногалечным отложениям, распространен в восточной части месторождения. Мощность флювиогляцианых отложений в пределах месторождения изменяется от 0,5 до 5 м – в присклонной части долины, до 15-25 м в центральной части долины. Питание водоносного горизонта происходит за счет инфильтрации атмосферных осадков с присклонной части долины, где водоупорные глины выклиниваются. Разгрузка подземных вод осуществляется вниз по потоку в виде источников, приуроченных к контуру распространения водоупорных глин и к прибортовым частям долины с абс. отметками поверхности +250 + 255 м.

3. Водоносный горизонт трещинных и трещинно-жильных вод.

Водоносный комплекс скальных пород содержит трещинные и трещинно жильные воды. Трещинные воды гидравлически связаны с вышележащим водоносным горизонтом флювиогляциальных отложений. В пределах месторождения на водораздельных участках и склонах гор трещинные воды безнапорные, глубина залегания колеблется в больших пределах: от нескольких метров – на склонах гор в период снеготаяния, до 100-200 м – на водоразделах. В долине реки Вуоннемйок трещинные воды имеют напорный характер, с максимальной величиной напора до 35-55 м над кровлей скальных пород.

Уровни трещинных вод в период весеннего таяния резко поднимаются, а зимой снижаются. Годовая амплитуда колебаний на водораздельных участках достигает 80-100 м, на участках долины 8-15 м. Водообильность и водопроницаемость скальных пород определяется степенью их трещиноватости. Наиболее интенсивная трещиноватость пород зафиксирована на глубине 50 м. Питание водоносного горизонта происходит за счет инфильтрации талых и дождевых вод. Трещинно-жильные воды приурочены к локальным зонам тектонических нарушений и являются высоконапорными. Величина напора трещинно-жильных вод над кровлей коренных пород достигает 80-100 м, а над поверхностью земли до 55 м. Все скважины, вскрывшие трещинно-жильные воды, дают постоянный самоизлив. Водоносный горизонт трещинных и трещинно-жильных вод представляет собой систему обводненных трещин и трещинных зон, гидравлически связанных между собой. Сильная и средняя степень трещиноватости пород наблюдается на глубинах с абс. отметками +220 +150 м, сюда же приурочены и зоны наибольших водопритоков.

Исследование прочностных и динамических характеристик водонасыщенных апатит-нефелиновых руд с различным содержанием Р2О5

Как видно из рисунка 3.6 скорости прохождения продольных и поперечных волн в сухих образцах породы уменьшаются с увеличением содержания P2O5 на всем протяжении, до того момента, как содержание P2O5 достигает 24%. При визуальном осмотре образцов отмечаем, что в основном они представлены мелкозернистым апатитом (от сетчатого до пятнисто-полосчатого). После содержания P2O5 24% график меняет направление, и в образцах с содержанием примерно 30% скорости продольных волн по своим значениям становятся схожи со скоростями в образцах с содержанием апатита примерно 5-7%. В данных образцах апатит присутствует в виде крупных зерен.

При насыщении водой скорость прохождения продольных волн увеличивается во всех представленных типах руды. Особо отчетливый скачок скорости наблюдался в образцах пятнисто-полосчатой руды. Разница в скорости прохождения волны по сравнению с сухими образцами составила 1,057 км/с. Как известно скорость прохождения продольной волны в воде 1,5 км/с, поэтому вода, заполняя поры, усиливает сигнал настолько больше, насколько пористее тот или иной образец. Однако скорость поперечных волн снизилась, это связано с тем, что вода не пропускает поперечные волны. Таким образом, напрашивается вывод о том, что при увеличении размеров зерен апатита скорость прохождения волн будет увеличиваться. Это объясняется тем, что мелкозернистая структура гораздо сильнее замедляет (поглощает) прохождение упругих колебаний. При водонасыщении значения продольных скоростей увеличиваются прямо пропорционально значениям коэффициента открытой пористости.

Повышение содержания P2O5 приводит к росту коэффициента Пуассона (рис. 3.7). В водонасыщенном состоянии коэффициент Пуассона увеличивается во всех типах руды и ведет себя в соответствии с изменением коэффициента открытой пористости.

Увеличение содержания P2O5 в руде приводит к снижению модуля упругости в сухих образцах, а при водонасыщении модуль упругости практически не изменяется, и сопоставим с сухими образцами.

Второй этап заключался в определении прочностных характеристик водонасыщенных апатит-нефелиновых руд с различным содержанием P2O5. Для этого из тех же образцов были изготовлены цилиндры, примерным отношением высоты к диаметру равным (h/d=1) (45х45 мм), с отшлифовкой торцов на шлифовальном станке с целью придания параллельности торцевым поверхностям образца. Половина образцов, так же как и при определении прохождения упругих волн, были подвержены замачиванию в течение 7 дней. Затем были проведены их испытания на одноосное сжатие (измерение максимального значения разрушающего давления, приложенного к плоским торцам правильного цилиндрического образца через плоские стальные плиты) и растяжение (измерение максимального значения разрушающего давления методом диаметрального сжатия) на установке MTS 816 RockTestSystem (рис. 3.8). Испытания проводились в соответствии со стандартами [22,23,24].

Результаты проведенных испытаний отражены в таблице 3.5, а так же построены графики зависимостей пределов прочности на сжатие и растяжение от содержания P2O5 для сухих и водонасыщенных образцов (рис. 3.9, 3.10).

Зависимость предела прочности на сжатие от содержания P2O5 По данным графикам отчетливо можно судить о снижении прочности на сжатие и растяжение в сухих и водонасыщенных образцах с увеличением содержания P2O5 (рис. 3.9, 3.10). Прочность снижается равномерно во всех образцах до уровня, при котором процентное содержание P2O5 примерно соответствует 13-14%. Далее график выполаживается и значительных изменений в пределах прочности не наблюдается. Продолжается это до тех пор, пока содержание P2O5 не достигает 23-24%, после чего продолжается нисходящее движение прочностей. Поскольку содержание апатита и размер его зерен влияют на прочностные характеристики, логично предположить, что начиная с уровня P2O5 равным 24% апатит становится крупнозернистым и неспособен выдерживать больших нагрузок, что, вероятно, связано с тем, что крупнозернистый апатит имеет менее прочную связь зерен, чем мелкозернистый.

Снижение значений прочностей в водонасыщенных образцах (в среднем на сжатие на 5%, на растяжение на 9%) можно объяснить, используя заключения и выводы, сделанные в работе [48]. Прочность пород на одноосное сжатие и отрыв снижается с ростом диэлектрической проницаемости насыщающей жидкости. Высокая диэлектрическая постоянная жидкости (воды) означает, что жидкость имеет большой дипольный момент, что ведет к сильной адсорбции жидкости полярными частицами, сцепление между частицами в присутствии таких жидкостей ослабляется и, следовательно, напряжение разрушения снижается.

В нашем случае адсорбция воды на поверхности частиц нарушает связность зерен, что создает условия для скольжения их относительно друг друга и снижения прочностных характеристик руды.

Выбор замедления и схемы инициирования скважинных зарядов

Интенсивность разрушения горных пород при взрыве предопределяется характером взаимодействия, длительностью и кратностью приложения нагрузок, создаваемых взрывами зарядов взрывчатых веществ.

Метод короткозамедленного взрывания (КЗВ), при котором скважинные заряды взрываются с некоторой задержкой по отношению друг к другу, получил широкое применение в практике ведения взрывных работ. В результате использования этого метода достигается лучшая степень дробления породы, снижается сейсмический эффект, уменьшается ширина развала. Одним из определяющих параметров КЗВ является время замедления. Данный параметр имеет некоторое оптимальное значение: при недостаточном интервале взрыв подобен мгновенному, при слишком большом происходит независимое взрывание зарядов.

Оптимальное время замедления зависит от многих факторов, в том числе от свойств и состояния разрушаемых пород, параметров взрывных работ, времени образования свободной поверхности после взрыва предыдущего заряда, степени трещиноватости, величины давления газов, соударения движущихся масс взорванной породы и т.д. [70]. Согласно справочным данным [92,94] интервал замедления рекомендуется принимать 20-50 мс. Эффективность применения КЗВ в крепких монолитных породах выше, чем в породах слабых и средней крепости, особенно трещиноватых. С увеличением крепости интервал замедления уменьшают. Для гранитов оптимальное время замедления составляет 15-35 мс, в известняках – 20-50 мс. В слабых породах предпочтительнее использовать замедление с большим временем срабатывания – 50-80 мс [61]. Однако коэффициентом крепости можно пользоваться лишь для ориентировочных расчетов, так как, например, для апатит-нефелиновых руд, имеющих зернистую структуру, характерны небольшие коэффициенты крепости и в то же время большая акустическая жесткость. В таких условиях взрывания эффективно, как показывает практика, уменьшение интервалов замедления.

Выбор оптимальной величины замедления между рядами скважин для открытых горных работ на рудниках АО «Апатит» долгое время определялся по зависимости: t = KW, (4.8) где: К = 3-9 мс/м в зависимости от крепости. Поэтому сложились определенные эмпирически обоснованные временные интервалы для отбойки пород комбинированной схемой инициирования. Данные о временах замедлений для различных категорий пород по взрываемости представлены в таблице 4.5. С приходом австралийской компании Orica CIS встал вопрос обоснования выбора оптимального интервала замедления между скважинами в эшелоне (диагонали) при взрыве зарядов неэлектрической системой инициирования Exel.

На сегодняшний день существует множество методик по определению интервалов замедления для неэлектрических систем инициирования [3,35]. Однако для одних и тех же условий взрывания расчетные значения колеблются в весьма широких пределах. Объясняется это тем, что в основу данных методик заложен волновой механизм разрушения (либо отражение волн от боковых свободных поверхностей, либо наложение от взрыва смежных зарядов, либо интерференция волн и т.д.). В то же время согласно [5] улучшение качества дробления пород при КЗВ основано на взаимодействии давления продуктов детонации (ПД) предыдущего заряда с волной напряжения последующего.

Взрывное дробление апатит-нефелиновых руд по данным модельных взрывов характеризуется увеличением зоны интенсивного дробления и снижением размера зон разрушения радиальными трещинами. Связано это с образованием дополнительного порового пространства. Продукты детонации заполняют это поровое пространство по мере расширения полости, что приводит к падению давления в ней и к с существенному снижению механического действия взрыва, в связи с чем увеличивается выход крупных фракций в зоне трещинообразования. Если в таких условиях использовать большие интервалы замедления – от 40 до 80 мсек, то продукты детонации в котловой полости предыдущего заряда успевают сбросить давление, и взрыв последующего заряда будет работать на свободную поверхность, не оказывая никакого воздействия на зону трещинообразования предыдущего. Очевидно, что для улучшения качества дробления необходимо уменьшать интервал замеделения до значений, при которых ударная волна последующего заряда оказывала бы дополнительное воздействие на зону трещинообразования в момент максимального давления продуктов детонации предыдущего заряда. Т.е. добиться условия многократного воздействия на зону трещинообразования.

Исходя из этого, наиболее предпочтительным выглядит следующий метод расчета, предложенный Г.М. Крюковым. [59]. В его основу входит расчет времени разрушения горной породы на различных расстояниях от заряда, соответствующих трем основным зонам разрушения при взрыве (переизмельчение, дробление, трещинообразование).

Для зоны трещинообразования необходимо определить: за какое время произойдет полное инициирование скважинного заряда, за какое время ударная волна преодолеет расстояние равное Rтр для данной породы, за какое время сформируется растягивающее напряжение в конкретной точке массива и за какое время прорастет трещина на расстояние Rтр. Сумма всех описанных интервалов даст необходимое значение замедления: