Содержание к диссертации
Введение
1. Состояние проблемы буровзрывного разрушения скальных пород в горном деле и строительстве. Задачи исследования 13
1.1. Состояние проблемы взрывного разрушения горных пород при разработке полезных ископаемых и в строительстве 13
1.2. Влияние качества дробления горной массы на эффективность горно-технологических процессов 21
1.3. Влияние буровзрывных работ на устойчивость долговременных бортов карьеров и откосов горно-строительных выработок 23
1.4. Основные задачи и методы исследования 25
2. Систематизация, экспериментальное исследование и аналитическая оценка размеров зон взрывного разрушения в массивах скальных горных пород 27
2.1. Систематизация и характеристика зон взрывного разрушения в скальных горных породах 27
2.2. Экспериментальное изучение зон взрывного разрушения горных пород на физических моделях 34
2.3. Исследование зон взрывного разрушения массивов скальных горных пород в натурных условиях 41
2.4. Аналитическая оценка размеров зон взрывного измельчения, дробления и трещинообразования в скальных горных породах 48
2.5. Аналитическая оценка размеров зоны остаточных межблочных подвижек 53
2.6. Деформационное зонирование взрываемых уступов 60
2.7. Формирование грансостава в общем развале горной массы из полидисперсных смесей обособленных деформационных зон 64
Выводы 71
3. Исследование дробления горных пород при уступной взрывной отбойке 73
3.1. Анализ основных природных и технологических факторов, определяющих качество дробления горных пород при взрывной отбойке 73
3.2. Экспериментальные исследования степени дробления горных пород в условиях уступной взрывной отбойки 75
3.2.1. Организация экспериментальных работ 75
3.2.2. Исследование степени взрывного дробления долеритов на строительстве Хантайской ГЭС 76
3.2.3. Интенсификация взрывного дробления гранитов на строительстве Колымской ГЭС 78
3.3. Исследование зависимости грансостава горной массы от параметров БВР 83
3.3.1. Зависимость грансостава горной массы от удельного расхода ВВ 83
3.3.2.3ависимость степени дробления горных пород от диаметра заряда 87
3.4. Исследование зависимости грансостава горной массы от показателей физико-технических свойств горных пород 89
3.4.1. Влияние крепости горных пород на интенсивность их взрывного дробления при уступной отбойке 89
3.4.2. Влияние трещиноватости (блочности) массивов горных пород на степень взрывного дробления 92
3.4.3. Влияние объёмного веса взрываемых пород на интенсивность их дробления 94
3.5. Обобщённая аналитическая оценка диаметра среднего куска взорванной горной массы 96
3.6. Разработка математической модели взрывного дробления горных пород скважинными зарядами в условиях уступной отбойки 97
3.6.1. Назначение и содержание модели взрывного дробления горных пород 97
3.6.2. Анализ существующих моделей взрывного дробления горных пород 98
3.6.3. Математическая модель взрывного дробления горных пород с учётом деформационного зонирования для условий уступной отбойки 100 Выводы по гл. 3 104
4. Обоснование рациональных параметров БВР в условиях многорядного короткозамедленного взрывания массивов горных пород 107
4.1. Анализ существующих методов расчёта скважинных зарядов ВВ 107
4.2. Классификация массивов горных пород по взрываемости 111
4.3. Методика расчёта параметров скважинных зарядов, с учётом требуемой степени дробления горных пород 114
4.3.1. Содержание и последовательность расчёта параметров многорядного короткозамедленного взрывания скважинных зарядов; Формирование первоначальной базы данных 114
4.3.2. Обоснование рационального диаметра взрывных скважин, способа бурения и типа бурового станка 120
4.3.3. Обоснование удельного расхода и номенклатуры ВВ 122
4.3.4. Определение рациональных параметров единичного скважинно-гозаряда 127
4.3.6. Расчёт параметров сетки расположения скважин 135
4.4. Методика расчёта предельных параметров БВР, обеспечивающих минимальный расход бурения и ПВВ 138
4.5. Определение величины интервалов замедлений при КЗВ в условиях уступной отбойки 141
Выводы по гл. 4 147
5. Обоснование технологии щадящего взрывания в приконтурных зонах долговременных бортов карьеров и горно-строительных выработок 148
5.1. Систематизация основных технологических схем оформления долговременных бортов карьеров и горно-строительных выработок 148
5.2. Определение рациональной ширины приконтурных зон при переходе к щадящему взрыванию 158
5.3. Общие принципы снижения механического действия взрывных работ при щадящем взрывании в приконтурных зонах карьеров и строительных выработок
5.4. Расчёт параметров скважинных зарядов рыхления в приконтурных зонах
5.5. Обоснование параметров контурного взрывания
5.5.1. Методы контурного взрывания
5.5.2. Исследование зависимости размеров зон взрывного разрушения в горных породах при взрыве колонковых зарядов с пониженной плотностью заряжания
5.5.3. Исследование линейной плотности контурных зарядов
5.5.4. Обоснование рациональной величины расстояния между контурными зарядами
5.5.5. Обоснование рационального диаметра контурных скважин
5.5.6. Совершенствование технологии контурного взрывания
5.6. Аналитическая оценка предельной мощности зарядов ВВ в приконтурных зонах долговременных бортов карьеров и горно-строительных выработок 193
Выводы по гл. 5
Заключение 203
Список литературы
Приложения
- Состояние проблемы взрывного разрушения горных пород при разработке полезных ископаемых и в строительстве
- Исследование зон взрывного разрушения массивов скальных горных пород в натурных условиях
- Интенсификация взрывного дробления гранитов на строительстве Колымской ГЭС
- Содержание и последовательность расчёта параметров многорядного короткозамедленного взрывания скважинных зарядов; Формирование первоначальной базы данных
Введение к работе
Актуальность работы. Добыча полезных ископаемых, промышленное и гражданское строительство сопряжены с необходимостью разработки больших объёмов крепких скальных горных пород, выемка и перемещение которых требуют предварительной буровзрывной подготовки (дробления и рыхления), осуществляемой, как правило, скважинными либо шпуровыми зарядами ВВ в условиях уступной отбойки. Годовые объёмы буровзрывных работ (БВР) в России превышают 2 млрд. м , что в стоимостном выражении составляет, по ориентировочной оценке, 45 млрд. руб. в ценах 2009 г. Столь большие объёмы и высокая стоимость ежегодно выполняемых БВР, а также существенное влияние качества взорванной горной массы на производительность последующих выемочно-погрузочных работ, транспортировки и первых стадий обогатительного передела определяет необходимость постановки научных исследований, направленных на повышение эффективности БВР. В этой же связи следует отметить целесообразность совершенствования научно- методической базы проектирования взрывных работ в соответствии с накопленным за последние десятилетия опытом.
Анализ технологии открытых горных работ позволяет выделить две наиболее существенные проблемы, связанные с БВР, - обеспечение требуемой степени дробления пород и устойчивости долговременных откосов уступов и бортов карьеров и горно-строительных выработок.
Необходимость достижения требуемой степени дробления обусловлена отмеченным выше влиянием качества взорванной горной массы на производительность последующих горно-технологических процессов. Кроме того, в промышленном строительстве требования к качеству взорванной массы нередко ужесточаются техническими условиями, исходя из функциональных особенностей строящихся объектов. Например, в гидротехническом строительстве для отсыпки конструктивных призм плотин необходимо использовать горную массу заданного гранулометрического состава, обеспечивающего высокую плотность её укладки.
В результате исследований отечественных и зарубежных учёных установлены механизм взрывного разрушения горных пород и характер зависимости степени их дробления от структуры массива, крепости пород, технологических факторов. Но применяемые в настоящее время эмпирические формулы для расчёта параметров БВР являются весьма ориентировочными, а рассчитанные по ним параметры корректируются путём проведения дорогостоящих опытно-промышленных работ.
С увеличением глубины карьеров и горно-строительных выработок большое значение приобрело обеспечение устойчивости долговременных откосов уступов и бортов, поэтому существенно возросли требования к сохранности законтурного массива и качеству оформляемых бортов, что привело к разработке и широкому внедрению контурного взрывания. При этом сохранилась недооценка действия взрыва на законтурный массив, где раскрытие природных трещин и необратимые межблочные подвижки, вызванные взрывом, приводят к снижению устойчивости откосов и, следовательно, к необходимости их дорогостоящего крепления, либо к не менее затратному выпола- живанию. Поэтому при профилировании бортов карьеров и ответственных горно-строительных выработок необходимо осуществлять смягчение механического воздействия БВР в тыльную часть массива, что определяет целесообразность разработки эффективной технологии щадящего взрывания в пред- контурных зонах.
В соответствии с изложенным научная проблема обоснования технологии БВР, обеспечивающей заданную степень дробления пород и устойчивость бортов карьеров и горно-строительных выработок, является актуальной.
Цель работы — установление закономерностей, необходимых для обоснования технологии буровзрывных работ в карьерах и открытых горностроительных выработках, обеспечивающей требуемую степень дробления горных пород и сохранность долговременных бортов карьеров и выработок при многорядном короткозамедленном взрывании скважинных зарядов ВВ в условиях уступной отбойки.
Идея работы состоит в использовании деформационного зонирования взрываемых уступов и учёте характера взрывного воздействия в отдельных зонах для определения рациональных параметров буровзрывной технологии.
Научные положения, представленные к защите:
При взрывном разрушении массива скальных горных пород в нём, кроме зон измельчения, дробления и трещинообразования, формируется зона остаточных межблочных подвижек, уменьшающая устойчивость массива в обнажениях и сопротивление разрушению породы по подошве уступа; установлены новые соотношения для размеров этих зон.
При короткозамедленном взрывании многорядных систем скважинных зарядов во взрываемом уступе формируется не менее четырёх деформационных зон, различающихся по степени дробления горных пород и определяющих гранулометрический состав взорванной массы; при этом средний размер куска горной массы в общем развале определяется суммой средних зональных размеров, взвешенных по относительным объёмам соответствующих зон.
Средний размер куска взорванной горной массы находится в обратной зависимости от удельного расхода ВВ, прямо пропорционален корню квадратному из объёмного веса породы и осреднённого размера блока в массиве, а также корню кубическому из диаметра заряда и коэффициента крепости пород.
Математическая модель дробления горных пород при короткозамедленном взрывании системы многорядных скважинных зарядов, детерминированная на основе деформационного зонирования взрываемых участков массива, позволяющая повысить точность прогнозной оценки грансостава взорванной горной массы, классифицировать горные породы по взрываемости и разработать методику расчёта рациональных параметров буровзрывной технологии, учитывающую требуемую степень дробления.
При групповом инициировании скважинных зарядов для исключения подбоя внутрискважинной сети ДШ вследствие межблочных подвижек в массиве горных пород интервалы замедления между смежными группами должны быть не более l,l(a/d)min, где (a/d)min- минимальное отношение расстояния между зарядами смежных групп к диаметру зарядов, инициируемых первыми.
Для обеспечения сохранности долговременных бортов в карьерах и открытых горно-строительных выработках необходимо использовать технологию щадящего взрывания в приконтурных участках массива, ширина которых должна соответствовать радиусу зоны остаточных межблочных подвижек от взрывов зарядов дробления с учётом точности его определения, что составляет 70... 150 диаметров зарядов (уменьшается с увеличением глубины расположения взрываемого уступа и блочности массива).
Обоснованность и достоверность научных положений, выводов и рекомендаций, содержащихся в диссертационной работе, подтверждаются: -корректной постановкой задач и соответствующим использованием теоретических и экспериментальных методов для обоснования полученных в работе результатов, выводов и рекомендаций; -большим объёмом экспериментальных данных, значительная часть которых относится к полномасштабным промышленным экспериментам; -теоретическим обобщением выявленных закономерностей с использованием общепринятых апробированных критериев надёжности при обработке результатов экспериментов.
Научная новизна работы заключается в следующем: -установлены новые закономерности изменения радиусов зон дробления, трещинообразования и остаточных межблочных подвижек при взрыве колонковых зарядов ВВ от параметров зарядов и физико-технических свойств пород; при этом доказано, что радиус зоны межблочных подвижек зависит и от глубины расположения взрываемого заряда; -вскрыта закономерность формирования грансостава взорванной горной массы при короткозамедленном взрывании многорядной системы сква- жинных зарядов в условиях уступной отбойки; показано, что грансостав горной массы в общем развале является результатом «сложения» полидисперсных масс из отдельных деформационных зон, образующихся во взрываемом уступе; -уточнена зависимость степени дробления горных пород от показателей их физико-технических свойств и параметров зарядов; -разработана детерминированная математическая модель взрывного дробления горных пород многорядной системой скважинных зарядов ВВ с учётом блочности массива, крепости пород, параметров зарядов и особенностей каждой деформационной зоны; -обоснованы параметры щадящего (смягчённого) взрывания, выполняемого в приконтурных зонах карьеров и профильных выемок, с целью снижения отрицательного воздействия взрывных работ на устойчивость их откосов и бортов; получены зависимости для определения рациональной ширины приконтурных зон щадящего взрывания; -установлена зависимость величины интервалов замедлений, безопасных по подбою концевиков ДТТТ, от относительного расстояния между зарядами, инициируемыми в смежных группах, позволяющая повысить надёжность и безопасность взрывных работ.
Научное значение работы состоит в развитии существующих представлений о зонах взрывного разрушения в массивах горных пород, уточнённой аналитической оценке размеров (радиусов) данных зон, последующем перенесении их в условия уступной отбойки горных пород, разработке математической модели взрывного дробления пород, детерминированной с учётом деформационного зонирования взрываемых уступов и, как результат, - в совершенствовании методологии обоснования рациональных технологических параметров взрывного разрушения горных пород скважинными зарядами ВВ.
Практическое значение работы заключается: -в разработке методики расчёта размеров зон взрывного разрушения в массивах скальных горных пород, позволяющей учитывать влияние параметров зарядов ВВ, физико-технических свойств горных пород и глубину расположения взрываемого заряда; -в обосновании технологии БВР для уступной отбойки горных пород, обеспечивающей эффективное управление грансоставом взорванной массы при многорядном короткозамедленном взрывании скважинных зарядов; -в обосновании технологии щадящего взрывания в приконтурных зонах карьеров и открытых горно-строительных выработок, обеспечивающей сохранность массива горных пород за контурной поверхностью; -в разработке усовершенствованных методов оперативной оценки грансостава взорванной горной массы по поверхности развала после взрыва, учитывающих искажения поверхностного слоя.
Реализация результатов работы. Научные положения, рекомендации и методики, представленные в диссертации, использовались при проектировании и производстве БВР на объектах энергетического строительства (Хантай- ская, Нурекская, Колымская, Рогунская ГЭС, гидроузел Хоабинь в СРВ), карьерах природного камня ПО «Уралмрамор», Саяно-Шушенского КОК, ПО «Закарпатнерудпром», ОАО «Ураласбест», ООО «Карбонат», железорудных карьерах ОАО «Лебединский ГОК» и «Карельский окатыш». На горностроительных, вскрышных и добычных работах, выполнявшихся на указанных объектах, подготовлены рекомендации по производству буровзрывных работ и соответствующие проекты БВР, осуществлены экспериментальные и промышленные взрывы по отработке рациональной технологии БВР для получения заданной степени дробления горной массы, технологии щадящего и контурного взрывания.
Результаты диссертационного исследования безопасной (по подбою внутрискважинных концевиков ДТП) величины интервалов замедлений между смежными группами одновременно инициируемых скважинных зарядов вошли в «Технические правила ведения взрывных работ в энергетическом строительстве».
Научные и практические результаты, полученные в диссертации, изложены в публикациях и научных отчётах, используются в учебном процессе при подготовке студентов МГГУ по дисциплинам «Разрушение горных пород взрывом», «Технология и безопасность взрывных работ», «Проектирование и организация взрывных работ», «Специальные способы взрывных работ», а также на курсах повышения квалификации и переподготовки специалистов- взрывников.
Апробация работы. Основные положения и результаты исследований по теме диссертации систематически докладывались на научных конференциях МГИ - МГГУ (с 1974 г.), семинарах Межведомственной комиссии по взрывному делу, IV международной научной конференции по физическим проблемам разрушения горных пород (ИПКОН РАН, 2004), технических советах ПО «Уралмрамор», «Закарпатнерудпром», «Главмоспромстройматериа- лы», АФ «Гидроспецстрой», ООО «Гидроспецпроект», «Загранэнергоспец- монтаж», ОАО «Лебединский ГОК», «Карельский окатыш», «Ураласбест», ООО « Карбонат» и «Промтехвзрыв».
Публикации. По результатам исследований опубликованы 32 научные работы, в том числе 16 статей в изданиях, рекомендованных ВАК Минобр- науки.
Структура и объём диссертации. Диссертация состоит из введения, пяти глав и заключения, включает 52 рисунка, 22 таблицы, список использованной литературы из 209 наименований, 3 приложения.
Автор выражает искреннюю признательность научному консультанту, проф., д.т.н Крюкову Г. М. за ценную научно-методическую помощь в процессе подготовки диссертации и коллективу кафедры "Взрывное дело" МГГУ, - за повседневную разностороннюю поддержку. Глубокая благодарность - специалистам - производственникам, причастным к организации и проведению трудоёмких промышленных экспериментов.
1. СОСТОЯНИЕ ПРОБЛЕМЫ БУРОВЗРЫВНОГО РАЗРУШЕНИЯ СКАЛЬНЫХ ПОРОД В ГОРНОМ ДЕЛЕ И СТРОИТЕЛЬСТВЕ. ЗАДАЧИ ИССЛЕДОВАНИЯ
1.1. Состояние проблемы взрывного разрушения горных пород при разработке полезных ископаемых и в строительстве
Значительное возрастание объёмов горных и горно-строительных работ, выполняемых с использованием энергии взрыва, обусловило ускоренное развитие взрывного дела, особенно заметное на протяжении последних 60-70 лет. Существенный прогресс в области взрывного дела был бы не возможен без научных исследований и развития теоретических представлений о действии взрыва в горных массивах.
Наиболее важные аспекты теории подземного взрыва разработаны выдающимися отечественными учёными, военными инженерами Фроловым М.М. и Боресковым М.М., акад. Лаврентьевым М.А., Мельниковым Н.В., Садовским М.А. и их учениками.
Особенно большой вклад в решение вопросов взрывного разрушения горных пород сделан акад. Мельниковым Н.В., который, будучи видным организатором горного производства и науки, принял активное участие в разработке и внедрении новых безопасных ВВ, новых методов управления действием взрыва, новых взрывных технологий [ 2, 3].
Анализу механизма взрывного разрушения горных пород посвящены научные труды акад. Трубецкого К.Н., чл. корр. Бронникова Д.М., Миндели Э.О., проф. Барона Л.И., Баума Ф.А., Беляева А.Ф., Власова O.E., Демидю- ка Г.П., Кусова Н.Ф., Мосинца В.Н., Покровского Г.И., Родионова В.Н., Суханова А.Ф., и других учёных [ 4-16]. В этой же связи необходимо отметить видных зарубежных исследователей - Нобеля А., Атчисона Т., Густафсона Р., Т., Дюваля В.Ж., Коула Р., Кука М., Лангефорса У., Олофссона С.О., Перссона П.А., Хино К., Холмберга Р. [17-26].
Для совершенствования физико-технических основ оптимизации буровзрывных технологий разрушения горных пород большое значение имеет исследование механических эффектов промышленных взрывов в трудах акад. РАН Адушкина В.В., проф. Белина В.А., Боровикова В.А., Викторова С.Д., Гончарова С.А., Казакова H.H., Крюкова Г.М., Кутузова Б.Н., Мосинца В.Н., Тарасенко В.П., и других отечественных учёных [27-36].
Большой объём трудоёмких экспериментальных работ, посвященных изучению зон взрывного разрушения в массивах горных пород, выполнен американскими и канадскими специалистами под эгидой Горного бюро США (USBM) [37-39].
В настоящее время основу интенсифицированных буровзрывных технологий в горном деле составляет короткозамедленное взрывание (КЗВ) многорядных систем скважинных и шпуровых зарядов промышленных ВВ, осуществляемое в условиях уступной разработки горных пород. Весьма важные экспериментальные и теоретические исследования, посвященные взрывному дроблению горных пород в условиях уступной отбойки, выполнены проф. Анистратовым Ю.И., Репиным Н.Я., д.т.н. Бароном В.Л., Калашниковым А.Т., Мец Ю.С., Рубцовым В.К., Сенук В.М., Тангаевым И.А., к.т.н. Авдеевым Ф.А., Азарковичем А.Е., Гильмановым P.A., Рубцовым С.К. [40-53].
Значительный вклад в совершенствование и внедрение взрывных технологий принадлежит специалистам-взрывникам: инж. Ассонову В.А., Багдасарову А.Г., Давыдову С.А., Попову Г.П., Страусману Р.Я., Цейтлину Я.И. [54-60].
В результате чрезвычайно динамичного взрывного нагружения массива горных пород в нём генерируются волновые процессы, оказывающие существенное влияние на разрушение горных пород. Большой вклад в их изучение внесли акад. Садовский М.А., Седов Л.И., Шемякин Е.И., чл. корр. Григорян С.С., проф. Баранов Е.Г., Вовк A.A., Ляхов Г.М., Ханукаев А.Н., Цейтлин Я.И. [61-68].
Проф. Ханукаев А.Н., рассматривая физические процессы при взрывной отбойке горных пород, установил особенности распространения волн напряжений в ближней (до 1 Od, где d- диаметр заряда ВВ), средней (id=10...100) и дальней (
Проф. Покровский Г.И. [14] и Власов O.E. [10], в отличие от проф. Ханукаева А.Н., при оценке характера разрушения горных пород при взрыве использовали гидродинамическую теорию, позволяющую прогнозировать распределение массовых скоростей смещения частиц породы. При этом в качестве критерия разрушения проф. Покровский Г.И. и его последователи принимали предельное (критическое) значение данной скорости.
Проф. Суханов А.Ф. [16], Родионов В.Н. [15], Ромашов H.A. [69], акад. Адушкин В.В.[27] и др. рассмотрели разрушение массива горных пород под действием квазистатического давления продуктов детонации ВВ, превышающего предел прочности породы на сжатие.
В последние годы проф. Крюков Г.М. выполнил разработку феноменологической квазистатической волновой теории, позволяющей рассмотреть взрывное деформирование и разрушение горных пород с единых позиций, объединяющих волновые процессы и квазистатическое действие газообразных продуктов детонации ВВ [33]; при этом учитываются особенности возникновения и распространения трещин за фронтом волны напряжения.
В работах проф. Мосинца В.Н. [35], Кузнецова В.М. [70], Репина Н.Я. [41] д.т.н. Тангаева H.A. [48], Фадеенкова H.H. [71], представлены исследования, в которых авторы, используя законы механического дробления Кир- пичева-Кика, Бонда и Риттингера, выполнили анализ затрат энергии взрыва на дробление горной массы, что позволяет прогнозировать гранулометрический состав взорванной горной массы.
Анализ результатов работ различных исследователей показывает, что при взрывном дроблении массива горных пород кроме технологических параметров большую роль играют физико-механические свойства горных пород и структура массива, его трещиноватость. Особенности разрушения трещиноватых массивов наиболее полно рассмотрены проф. Бароном Л.И. [7] и Кутузовым Б.Н. [34], д.т.н. Барановым Е.Г. [65], Казаковым H.H. [32], Одинцевым В.Н.[45], Рубцовым В.К. [46], Мец Ю.С. [44], Тарасенко В.П. [36].
В работах акад. Трубецкого К.Н. [4, ], проф. Кутузова Б.Н. [34, ], Викторова С.Д. [30], д.т.н. Закалинского В.М. [72], Тюпина В.И. [73] и др. показана эффективность применения при дроблении трещиноватых пород сква- жинных зарядов ВВ большой мощности - в данном случае существенное увеличение первоначального импульса напряжений, генерируемого при взрыве, способно обеспечить улучшение дробления.
Одним из эффективных способов управления дроблением является взрывание в зажатой среде на неподобранный забой, позволяющее реализовать повышенный удельный расход ВВ и регулировать перемещение горной - массы. Проф. Ефремов Э.И. [74], Комащенко В.И. [75], Комир В.М. [76] на основе экспериментальных исследований установили влияние параметров "подпорной стенки" на величину развала горной массы.
В исследованиях проф. Кусова Н.Ф. [12] и д.т.н. Волох A.C. [77] рассмотрена эффективность управления действием взрыва с помощью экранирования взрываемых участков массива и охраняемых сооружений.
Многочисленные теоретические и экспериментальные работы отечественных учёных посвящены сейсмическому действию взрывов [78-87]. При короткозамедленном взрывании многорядных систем скважинных и шпуровых зарядов сейсмический эффект и степень дробления горных пород оказались зависимыми от порядка инициирования зарядов и величины интервалов замедления.
Теоретические и экспериментальные исследования отечественных и зарубежных учёных позволили установить механизм разрушения горных пород и характер зависимости степени дробления пород от структуры массива, крепости пород и параметров БВР.
Тем не менее целый ряд полученных эмпирических зависимостей являются весьма ориентировочными и нуждаются в уточнении. Например, в настоящее время является общепризнанной гиперболическая зависимость среднего диаметра куска взорванной горной массы, с1с, от удельного расхода ВВ, д, (в значительной мере определяющего величину удельных затрат на бурение и взрывание), в форме: с1с ~ 1 / д" [36, 44, 48]. Однако, величина показателя степени "я" в данной зависимости по оценке различных исследователей изменяется от 0,5 до 2,6 , что лишний раз указывает и на существенные объективные трудности изучения сложного динамичного процесса взрывного разрушения такой специфичной неоднородной структурированной среды, какой является массив скальных горных пород, и на несовершенство методов оценки степени взрывного дробления пород (гранулометрического состава горной массы), и, наконец, на большой диапазон возможных различий в условиях взрывания.
Другой весьма показательный пример необходимости обновления существующей методики расчёта рациональных параметров БВР связан с аналитическим выражением, используемым в соответствии с «Техническими правилами ведения взрывных работ на дневной поверхности» [88], для определения величины перебура скважинных и шпуровых зарядов в условиях уступной отбойки: /„ = 0,5КЖ, где Ж- величина ЛНС; К - «расчётный удельный расход ВВ», кг/м . Ввиду сложности определения величины К для конкретного массива и конкретных условий взрывания, в настоящее время всё чаще допускается расширительная трактовка понятия «расчётный удельный расход ВВ» и подмена его расчётным удельным расходом ВВ, q, определяемым с учётом требуемой степени дробления. Но в такой трактовке данный параметр зависит не только от «свойств пород», как это предполагается в первоисточнике, но и от необходимой степени дробления. При этом исходная зависимость, как показано ниже, в 4.3, становится принципиально ошибочной, так как с увеличением q сетка скважин (шпуров) сгущается и глубину перебура целесообразно сокращать, а не увеличивать, как того требует формула.
Уместно заметить, что «Технические правила...» [88], являющиеся настольной книгой специалистов по взрывному делу, не переиздавались с 1972 г. и, вполне естественно, некоторые расчётные положения, изложенные в них, устарели и нуждаются в корректировке.
Интенсификация буровзрывных технологий связана с увеличением диаметра и массы единичных зарядов, удельного расхода ВВ, общей массы взрываемых зарядов. При этом, как правило, возрастает действие поражающих факторов взрыва - разлёт кусков горной массы, сейсмическое действие взрыва, интенсивность ударных воздушных волн, распространение токсичных продуктов детонации, что вызывает необходимость в более детальной проработке вопросов обеспечения безопасности массовых взрывов. В данном отношении наибольшее признание получили исследования, выполненные д.т.н. Росси Б.Д., Мэрфи Е.Ж., Ван-Долах Р.В., Шведовым К.К., Медведевым С.В., Бароном B.JL, инж. Цейтлиным Я.И., к.т.н. Кукибом Б.Н., Бо- гацким В.Ф., Смолием Н.И., Пергаментом В.Х., проф. Державцом A.C. [ 8997]. Вместе с тем в данных работах не достаточно полно учитывается влияние параметров короткозамедленного взрывания на сейсмодинамические нагрузки на борта карьеров и горно-строительных выемок, на величину безопасных интервалов замедлений, что определяет целесообразность дальнейших исследований в данном направлении.
С увеличением глубины карьеров и горно-строительных выемок, как уже отмечено выше, обеспечение устойчивости долговременных откосов уступов и бортов приобретает всё большее значение; при этом повышаются требования к сохранности законтурного массива и качеству оформляемых бортов, что привело к разработке и широкому внедрению контурного взрывания. Несмотря на сравнительно короткую историю разработки и внедрения (с 1960 г), наиболее существенные аспекты контурного взрывания получили достаточно полное освещение в пионерных исследованиях Холмса Д.К., Пэйна P.C., Кларка Х.И., Атчисона Т.К., Кука М.А., Давыдова С.А., к.т.н. Фещенко A.A., Траура М.И. и других исследователей [98-106].
В последнее десятилетие весьма содержательные программы, связанные с исследованием контурного взрывания при оформлении долговременных бортов карьеров, выполнены учёными КНЦ РАН под научным руководством акад. Мельникова H.H. и д.т.н. Фокина В.А. в содружестве с специалистами ОАО «Ковдорский ГОК» на руднике Железный [107-109], а также коллектив лаборатории «ВНИПИпромтехнологии» под руководством д.т.н. Рубцова С.К. на карьере Мурунтау Навоийского ГМК в Узбекистане [110112]. В обоих случаях разработаны и прошли крупномасштабную производственную проверку интенсифицированные технологии заоткоски уступов в предельном положении, основанные на использовании предварительного щелеобразования.
К сожалению, несмотря на широкое внедрение методов контурного взрывания, при стабилизации долговременных бортов карьеров и строительных выработок, нередко имеет место недооценка действия взрыва на законтурный массив, где раскрытие природных трещин и необратимые межблочные подвижки, вызванные взрывом, приводят к снижению устойчивости откосов и следовательно к необходимости их дорогостоящего крепления, либо к не менее затратному выполаживанию. Поэтому при профилировании бортов карьеров и ответственных горно-строительных выемок необходимо осуществлять смягчение механического воздействия БВР в тыльную часть мас- сива, что определяет целесообразность разработки эффективной методологии щадящего взрывания в предконтурных зонах.
Увеличение глубины карьеров и масштабов строительных выемок, как правило, сопряжено с ухудшением взрываемости горных пород из-за возрастания блочности и обводнённости взрываемых массивов.
В заключение данного обзора необходимо отметить, что продолжающееся совершенствование существующих и разработка новых взрывных технологий в горном деле и промышленном строительстве в настоящее время характеризуется использованием новых типов ВВ, большая часть которых изготавливается на местах их применения, на самих горных и горностроительных предприятиях. Причём значительные объёмы используемых ВВ представлены безтротиловыми составами, - гранулированными смесями АС-ДТ и их водостойкими эмульсионными аналогами, позволяющими не только снизить затраты на их производство, но и уменьшить экологическую нагрузку на окружающую среду.
Значительный прогресс, достигнутый в последние десятилетия в раз- , работке и внедрении новых средств взрывания (детонаторов на основе низкоэнергетических волноводов, детонаторов без первичных инициирующих ВВ, электронных детонаторов, импульсаторов взрывных сетей, аппаратуры бесконтактного взрывания по радиоканалу и др.) позволяет реализовать более сложные схемы взрывания и расширяет диапазон безопасных интервалов замедлений.
Наконец ещё одна позитивная особенность современных взрывных технологий разрушения горных пород связана с успешным внедрением систем автоматизированного управления (АСУ) и проектирования (САПР) взрывных работ, на основе компьютеризации проектных расчётов, графических построений и других процедур, выполняемых при подготовке документации по массовым промышленным взрывам [113-116]. Указанное обстоятельство, помимо значительных выгод, предъявляет исключительно высокие требования к аналитической базе проектирования БВР, к её научного методическим основам, на дальнейшее совершенствование которых и направлена настоящая работа.
1.2. Влияние качества дробления взорванной горной массы на эффективность горно-технологических процессов
Как показывает практика горных работ, гранулометрический состав взорванной массы оказывает существенное влияние на эффективность всех основных карьерных процессов - экскавации, транспорта, отвалообразования, а также на эффективность последующего механического дробления на обогатительных и дробильно-сортировочных фабриках.
Многочисленные эксперименты, выполненные в производственных условиях и на физических моделях, свидетельствуют, что с возрастанием диаметра среднего куска и увеличением выхода крупных фракций, Ун , в развале взорванной горной массы увеличивается сила сопротивления рабочим органам экскаваторов и погрузчиков, осуществляющих черпание горной массы, возрастают усилия в их основных силовых узлах и системах, увеличивается продолжительность черпания и связанная с ней общая продолжительность цикла, ухудшаются коэффициент использования выемочно-погрузочных механизмов из-за увеличения количества их аварийных остановок и продолжительности внеплановых ремонтов. Кроме того, с увеличением диаметра среднего куска, /с, увеличивается коэффициент разрыхления горной массы в ковшах экскаваторов и погрузчиков, уменьшается коэффициент наполнения ковшей и, как следствие, снижается коэффициент экскавации. В конечном счёте, с увеличением с1с и V,, значительно снижается производительность экскаваторов и погрузчиков, существенно возрастает энергоёмкость экскавации. В работах проф. Анистратова Ю.И., Репина Н.Я., Юматова Б.П. и других исследователей представлены экспериментальные данные, подтверждающие значительное влияние параметров грансостава взорванной горной массы на производительность одноковшовых экскаваторов [117-122 ].
В обобщённом виде зависимость приведенной (на 1 мЗ ёмкости ковша) часовой производительности одноковшовых экскаваторов с оборудованием «механическая лопата» от диаметра среднего куска горной массы, /с, можно аппроксимировать уравнением:
Пч = 80 (1 - с1с) ± 12 % , м3/час-м3, (где йс- выражено в м) (1.1)
При использовании породопогрузочных машин непрерывного действия влияние качества горной массы на эффективность экскавации ещё более возрастает. При этом значительно повышаются требования к грансоставу, - средний размер куска горной массы при работе существующих роторных и гребковых погрузчиков не должен превышать 0,15-0,25 м. Если в рабочем цикле одноковшового экскаватора можно выделить составляющую, продолжительность которой не зависит от качества подготовки горной массы (подтягивание рукояти и вывод ковша из забоя, поворот на разгрузку, сама разгрузка и поворот обратно в забой), занимающую до 70-80 % от общей продолжительности цикла, то при работе погрузочных механизмов непрерывного действия "независимая" составляющая почти полностью отсутсвует. Рабочий орган роторных экскаваторов, как правило, постоянно находится в условиях контакта с горной массой. Поэтому влияние качества взорванной горной массы (степени её дробления и коэффициента разрыхления) будет в данном случае ещё более существенным.
Влияние степени дробления горной массы на эффективность карьерного транспорта достаточно глубоко изучено отечественными исследователями [123-125], показавшими, что увеличение среднего размера куска горной массы приводит к ухудшению производительности и автосамосвалов, и ж.д. транспорта, и ленточных конвейеров. В основе такого ухудшения лежит увеличение времени погрузки транспортных средств из-за снижения производительности экскаваторов, охарактеризованного выше.
Наконец, экспериментальные исследования, выполненные специалистами НИИКМА и ИГД Уральского отделения РАН [126-130], свидетельствуют о существенной зависимости эффективности механического дробления рудной массы на обогатительном переделе от крупности исходного материала (рис. 1.4), что указывает на необходимость обеспечения особенно качественной буровзрывной подготовки рудных массивов.
1.3. Влияние буровзрывных работ на устойчивость долговременных бортов карьеров и откосов профильных горно-строительных выработок
Для большинства месторождений полезных ископаемых, отрабатываемых открытым способом, углы наклона бортов карьеров, в значительной мере определяя объёмы вскрышных работ, являются одним из основных факторов, формирующих экономику открытой разработки и определяющих её границы [ 126-129].
Экономическая значимость наклона бортов резко возрастает с увеличением глубины карьера (рис. 1.5). Дополнительный объём вскрышных работ при выполаживании предельного борта карьера на угол Даб составляет в расчёте на 1 м его протяжённости: AV = 0,5f2 5 м3/м (1.2) sin а0 где Н- глубина карьера на конец разработки, м.
При глубине карьера 300 м увеличение угла наклона бортов лишь на Io приводит к сокращению объёмов пустых пород, подлежащих разработке на 2-2,5 млн. м на 1 км фронта работ [130].
Углы откосов бортов в предельном положении принимаются для скальных пород на основании практических данных, накопленных в процессе многолетних наблюдений за их деформациями. При этом в скальных массивах, имеющих блочное строение, обрушения происходят по существующим плоскостям ослабления - естественным трещинам и трещинам, способным образоваться в результате взрывных работ в контурной зоне.
При производстве БВР в непосредственной близости от контура карьера (или откоса профильной горно-строительной выемки) необходимо не только исключить образование техногенных трещин за бортом карьера, но и предотвратить возможность раскрытия там уже существующих естественных трещин, так как такое раскрытие способно привести к резкому снижению прочности на сдвиг в пределах рассматриваемых участков массива [130-133].
Увеличение глубины карьеров и масштабов объектов промышленных горностроительных работ (в первую очередь, гидротехнических сооружений), как уже отмечено ранее, обусловило повышение технических требований к сохранности законтурного массива и качеству оформления высоких крутонаклонных бортов карьеров и откосов профилируемых горностроительных выемок, что привело к разработке и широкому внедрению технологии контурного взрывания [98-112]. Тем не менее, недооценка действия взрыва на законтурный массив за пределами зоны трещинообразования, где могут иметь место необратимые межблочные подвижки, в большинстве случаев приводит к снижению качества контурного взрывания. Поэтому при профилировании бортов карьеров и откосов ответственных горностроительных выемок необходимо осуществлять смягчение (уменьшение) механического воздействия взрыва в предконтурных зонах разрабатываемых горных массивов. Разработка концепции щадящего взрывания, основанной на количественной оценке размеров технологически значимой зоны раскрытия естественных трещин (межблочных подвижек) в массиве, представляется весьма актуальной, в связи с продолжающимся увеличением глубины действующих и вновь проектируемых карьеров, а также в виду продолжающегося строительства гидротехнических сооружений.
Коэффициент запаса устойчивости нерабочих уступов принимается равным 1,5-2,0 с учётом того, что на устойчивость уступа влияют массовые взрывы и образуемые при этом местные поверхности ослабления.
Как показывают экспериментальные наблюдения, способ ведения буровзрывных работ влияет на величину сцепления горных пород в массиве. Так, по данным натурных испытаний, выполненных сотрудниками ВНИМИ [134], заметное нарушение массива скальных пород при существующей технологии БВР (взрывы вертикальных скважинных зарядов диаметром 200-250
ние объёмов вскрышных пород, АУв, при увеличении угла наклона предельного борта карьера на угол Аа.б.
Рис.1.1. Сокраще-
Технологические схемы ведения горных работ при заоткоске уступов в предельном положении рассмотрены в работах проф. Фисенко Г. Л. и его учеников [134137], в монографиях проф. Попова В.Н., Шпакова П.С., Юнакова ЮЛ. [138], проф. Викторова С.Д., Иофиса М.А., Гончарова С.А. [139]. В каждой из данных публикаций отмечено существенное влияние взрывных работ на устойчивость откосов оформляемых уступов и боргов, что свидетельствует об актуальности разработки щадящего взрывания в их приконтурных зонах.
1.4. Основные задачи и методы исследования
В соответствии с целью работы и изложенным выше анализом в диссертации поставлены следующие основные научные задачи:
Систематизация, экспериментальное изучение и аналитическая оценка зон взрывного разрушения в скальных горных породах.
Деформационное зонирование взрываемых уступов (выделение типичных зон, отличающихся характером взрывного нагружения и интенсивностью дробления); определение относительной степени дробления породы в отдельных зонах.
Установление закономерности формирования механического (гранулометрического) состава горной массы при взрыве многорядной системы скважинных зарядов ВВ в естественном массиве горных пород. мм) и наличии свободной верхней площадки уступа распространяется на расстояние до 70-75 м от взрываемых скважин.
Экспериментальное исследование и обобщение зависимости диа- метра среднего куска взорванной массы от параметров зарядов и показателей физико-технических свойств горных пород.
Разработка эффективной математической модели дробления горных пород многорядными короткозамедленными системами скважинных зарядов ВВ, детерминированной на основе деформационного зонирования, позволяющей выполнить уточнённую прогнозную оценку грансостава взорванной горной массы.
Разработка классификации массивов горных пород по взрываемо- сти в условиях уступной отбойки.
Исследование условий надёжности и безопасности многорядного короткозамедленного взрывания скважинных зарядов ВВ, предотвращающих их отказы.
Обоснование технологии буровзрывных работ в условиях уступной отбойки горных пород с учётом требуемой степени дробления.
Обоснование технологии щадящего взрывания, обеспечивающей сохранность массива горных пород за пределами взрываемого объёма.
При решении данных задач в качестве основных методов исследования использовались: -анализ и обобщение результатов предшествующих исследований по литературным источникам и патентным разработкам; -изучение практики и критический анализ результатов взрывных работ в горном деле и промышленном строительстве; -экспериментальные исследования в лабораторных и производственных условиях; -аналитический и графоаналитический методы определения рациональных параметров БВР; -технико-экономический анализ и сопоставление технологических вариантов ведения взрывных работ.
При обработке эмпирического материала использовались методы математической статистики.
2. СИСТЕМАТИЗАЦИЯ, ЭКСПЕРИМЕНТАЛЬНОЕ ИССЛЕДОВАНИЕ И АНАЛИТИЧЕСКАЯ ОЦЕНКА РАЗМЕРОВ ЗОН ВЗРЫВНОГО РАЗРУШЕНИЯ В МАССИВАХ СКАЛЬНЫХ ГОРНЫХ ПОРОД
2.1. Систематизация и характеристика зон взрывного разрушения в скальных горных породах
Взрыв подземного заряда ВВ вызывает весьма существенные необратимые деформации в массиве горных пород, уменьшающиеся и затухающие с удалением от очага взрыва. При этом часть массива переходит в качественно иное, фрагментированное состояние. Значительная часть массива сохраняет относительную целостность, но оказывается ослабленным в прочностном и фильтрационном отношении.
Изучение характера развития и первоначального распределения необратимых деформаций при взрыве подземных зарядов ВВ представляет существенный теоретический и практический интерес. Именно здесь начинаются пути решения таких приоритетных практических задач горновзрывного дела как прогнозная оценка и регулирование степени дробления взорванной горной массы, проектирование рациональных параметров БВР, надёжный прогноз глубины взрывных нарушений в законтурном массиве и разработка эффективных методов её снижения.
Ввиду большой значимости изучения деформационной картины для развития взрывных технологий в горном деле и строительстве, ей уделялось постоянное внимание в работах видных отечественных и зарубежных учёных. В России большое признание получили исследования проф. Родионова В.Н. и его учеников [15]; за рубежом содержательные экспериментальные исследования выполнены под эгидой Горного бюро США [37].
На рис. 2.1 отражена систематизация зон взрывного разрушения по проф. Покровскому Г.И. [14] и Родионову В.Н. [15]. В порядке удаления от очага взрыва в общем случае выделяются: -Зона измельчения (зона смятия, зона мелкодисперсного дробления) - зона, образующаяся на контакте с зарядом, в которой под воздействием большого сжимающего напряжения и высокой температуры взрыва происходит смятие и диспергирование породы на зёрна с падением связности между ними на 2 - 3 порядка. -Зона дробления, образующаяся за пределами зоны измельчения под воздействием тангенциальных растягивающих напряжений и напряжений сдвига, характеризуется полной фрагментацией естественного массива, разделением на куски горной массы. -Зона трещинообразования - характеризуется образованием в естественном массиве под воздействием растягивающих напряжений единичных протяжённых трещин преимущественно радиального направления (общая целостность массива при этом сохраняется).
По схеме проф. Родионова В.Н. зона трещинообразования переходит в зону упругих деформаций.
Учитывая естественную трещиноватость массивов скальных горных пород и их блочную структуру, представляется целесообразным дополнить данную систематизацию зон взрывного разрушения зоной межблочных подвижек, характеризующейся необратимым раскрытием естественных трещин и сдвигом естественных отдельностей; в массивах с прерывистыми сетями естественных трещин межблочные подвижки могут приводить не только к раскрытию уже существующих поверхностей ослабления и трещин, но и к их прорастанию (удлинению). Наиболее чётко межблочные подвижки прослеживаются по сдвигу следов скважин на откосах уступов, оформленных с помощью контурного взрывания (см. ниже, рис. 2.9).
За пределами зоны межблочных подвижек простирается зона упругих (обратимых) деформаций. Предлагаемая систематизация зон взрывного разрушения отражена на рис.2.1 в.
Необходимо отметить, что первые три из названных зон взрывного разрушения, - зоны измельчения, дробления и трещинообразования в той или иной мере рассматривались в работах отечественных и зарубежных исследователей. Понятие же о зоне межблочных подвижек, как весьма значимой самостоятельной области необратимых деформаций при взрывных работах, до сих пор окончательно ещё не сформировалось. - зона раздавливания; -зона разрыва
Рис. 2.1. Зоны взрывного разрушения в массиве скальных горных пород: а- по проф. Покровскому Г.И., б- по проф. Родионову В.Н., в- предлагаемая (с учётом структуры массива).
Между тем размеры именно этой зоны определяют границы структурного ослабления массивов, в которых заметно изменяются его деформационные характеристики и проницаемость, в том числе коэффициент фильтрации (возрастает на два порядка и более), что необходимо учитывать в целом ряде случаев при разработке месторождений природного камня, стабилизации ботов глубоких карьеров и оформлении откосов профильных выемок в энергетическом, транспортном и гражданском строительстве.
В большинстве случаев в зависимости от характера горных работ и способа экспериментальной диагностики массива в качестве зоны взрывного разрушения рассматривается зона дробления и та, либо иная, часть зоны трещинообразования. В табл. 2.1 приведены систематизированные данные по оценке зон разрушения массивов различных горных пород при взрыве, полученные американскими исследователями, в том числе, опубликованные Горным бюро США [37].
Чрезвычайно большой разброс оценок размеров зон дробления и трещинообразования объясняется не только различием средств диагностики, но и несовершенством принятой схематизации — отсутствие в явном виде зон межблочных подвижек свидетельствует о том, что в некоторых случаях именно они восприняты в качестве зон трещинообразования, например, в экспериментах Миллера, в некоторых - проигнорированы, отнесены к зоне упругих деформаций.
Для прогнозной оценки и управления степенью дробления (грансоставом) взорванной горной массы наибольшее значение имеют первые две зоны - зоны измельчения и дробления. Для оптимизации параметров БВР при отбойке блоков природного камня, контурном взрывании, отработке оснований ответственных энергетических сооружений и реализации других технологий защитного (смягченного) взрывания первостепенное значение приобретает правильная оценка размеров зон трещинообразования и межблочных подвижек.
В последнее десятилетие, в связи с стремлением к более полной оптимизации горно-технологического комплекса с учётом эффективности процессов механического дробления и измельчения на обогатительном переделе, внимание исследователей привлечено также к оценке размеров зоны взрывного разупрочнения горных пород, способствующей увеличению производительности дробилок и снижению энергоёмкости механического дробления-измельчения.
В табл. 2.2. систематизированы аналитические оценки радиусов зон взрывного разрушения, выполненные отечественными исследователями.
К сожалению, большинство оценок относится к сосредоточенным зарядам, имеющим ограниченное практическое применение в горном деле и в строительстве. Значительная часть экспериментальных данных, в том числе данные НИГРИ [140], получены по результатам мелкомасштабного моделирования на песчано-цементных блоках и в плексигласе. Наконец, оценка зоны межблочных подвижек также, как и у зарубежных учёных, отсутствует. Таким образом анализ существующих публикаций свидетельствует о том, что, несмотря на многолетнее изучение механических эффектов подземных взрывов, результаты выполненных исследований пока не позволяют осуществлять достаточно точную количественную оценку размеров зон взрывного разрушения при взрыве скважинных зарядов в реальных структурированных массивах горных пород.
Следовательно, изучение распределения необратимых деформаций при взрыве подземных зарядов ВВ по-прежнему представляет существенный теоретический и практический интерес.
Актуальность дальнейшего изучения деформационной картины при взрыве в горных породах подтверждена авторами монографии "Горные науки", изданной совместно РАН, АГН, РАЕН и МИА РФ под редакцией акад. Трубецкого К.Н.: "...Одной из острых остаётся проблема повышения эффективности взрывного разрушения горных пород...Крупной и актуальной проблемой является создание теории распространения микро- и макронарушений в горном массиве, теоретических основ развития зон нарушенности. Важно выяснить роль различных факторов, влияющих на процессы трещинообразования при динамических воздействиях на массивы..." ( [141], с. 121).
Таблица 2.1.
Размеры зон взрывного разрушения в горных породах по данным Горного бюро США [37].
Обозначения: СЗ- сосредоточенный заряд, УЗ- удлинённый заряд, ЛЗ- линейный заряд, с1- диаметр заряда, /- длина заряда.
Таблица 2.2
Сравнение существующих аналитических оценок размеров зон взрывного разрушения в скальных массивах.
Поэтому в качестве одной из приоритетных задач в данной диссертации была поставлена задача дальнейшего исследования зон разрушения при взрыве колонковых зарядов ВВ в реальных горных породах.
2.2. Экспериментальное изучение зон взрывного разрушения горных пород на физических моделях
Для изучения зон измельчения, дробления, трещинообразования и разупрочнения при взрыве колонковых зарядов ВВ был выполнен комплекс экспериментов на физических моделях из блоков железистых кварцитов Лебединского карьера.
Широко применяемые в настоящее время в карьерах и горностроительных объектах диагональные схемы взрывания с большими относительными расстояниями между одновременно взрываемыми зарядами (т = 2...6) нейтрализуют взаимодействие между смежными зарядами, что позволяет ограничиться экспериментальным изучением зон взрывного разрушения от одиночных колонковых зарядов.
Методика экспериментальных работ и их результаты подробно изложены в отчёте по НИР и авторских публикациях [142-144].
В соответствии с данной методикой, сформулированы следующие основные задачи экспериментальных работ: -исследование характера взрывного разрушения скальных горных пород; -изучение зависимости размеров этих зон от основных определяющих параметров БВР, деформационно-прочностных показателей и микроструктурных особенностей пород; -уточнение аналитической расчётной схемы прогнозной оценки размеров зон взрывного измельчения, интенсивного дробления и трещинообразования.
Схема модельной установки отражена на рис. 2.2.
Организация модельных работ.
Для подготовки взрываемых моделей были отобраны монолитные куски магнетитовых кварцитов Лебединского карьера из периферийных участков взорванных полигонов, характеризующихся минимальным механическим нагружением при взрыве (рис. 2.3). Размер кусков составлял 150-200 мм.
Рис. 2.2. Устройство модельной установки. 1-цилиндрическая стальная обойма; 2- образец породы; песчано-цементная смесь; заряд ВВ; 5-ДШ; 6-электродетонатор.
Физико-механические свойства использовавшихся образцов отражены в таблице 2.3.
Рис. 2.3. Общий вид модельных образцов железистых кварцитов с каналами диаметром с! = 8 мм для размещения модельных зарядов.
В каждом из отобранных образцов с помощью сверлильного станка и импрегнированных алмазными зернами сверл диаметром 8 мм проходились зарядные каналы. Глубина каналов составляла 40-55 мм. После высверливания зарядного канала, взвешивания и прозвучивания ультразвуковым дефектоскопом УКБ-1М образец помещался внутри толстостенной стальной цилиндрической обоймы диаметром 220 мм, высотой 120-130 мм, толщиной 10 мм и заливался заподлицо с обоймой песчано-цементным раствором. При этом зарядный канал плотно перекрывался вставляемым в него стержнем диаметром 8 мм, конец которого выходил за верхний торец обоймы. В процессе твердения песчано- цементного раствора стержень осторожно проворачивался, а в последствии непосредственно перед заряжанием он извлекался из «скважины».
Таким образом, зарядный канал в образце получал продолжение и в песчано-цементном слое над ним, что позволяло увеличить длину зарядной колонки до 15-16 диаметров.
После месячной выдержки моделей, когда песчано-цементная оболочка набирала прочность, осуществлялось их заряжание. Навеска мелкокристаллического ТЭНа, расходуемая на заряжание, тщательно взвешивалась, определялась длина заряда, фактическая плотность заряжания и линейная масса заряда.
Для инициирования модельного заряда в устье канала вводился отрезок ДЩ с подсоединённым к нему электродетонатором. ДШ крепился к модели с помощью пластилинового воротничка. После такой подготовки модель помещалась во взрывную камеру и осуществлялся взрыв. Затем взорванная модель с помощью зубила, молотка и щетки очищалась от песчано- цементной обоймы и исследовалась. Подготовка и взрывание моделей выполнены в взрывных камерах института НИИКМА и ВИА им. Куйбышева В.В., обработка взорванных моделей осуществлялась в лаборатории кафедры «Разрушение горных пород взрывом» МГГУ (ныне кафедра «Взрывное дело»).
Анализ результатов моделирования Основные параметры и результаты модельных взрывов представлены в табл. 2.3. Рис. 2.4 отражает общий вид моделей после взрыва и частичного вскрытия взорванных блоков.
Для диагностики зон взрывного разрушения помимо визуальных наблюдений использовались средства ультразвукового контроля.
При заложении колонковых зарядов параллельно слоистости железистых кварцитов осреднённый радиус зоны измельчения составляет примерно 2,5 радиуса заряда, что в 1,4 раза превышает размеры зоны измельчения при ортогональном заложении заряда, объёмы (и массы) зоны измельчения при этом различаются примерно в 2 раза.
Рис. 2.4. Общий вид взорванных блоков после зачистки песчано- цементной обоймы.
Основные параметры и результаты модельных взрывов
Табл. 2.3.
В радиусах разупрочнения
Примечание: Масса и длина даны для основной части заряда в кварците.
Для зоны интенсивного дробления аналогичные превышения радиусов и объёмов составляют 1,5 и 2,2, соответственно. Размеры зоны дробления находятся в пределах (10-14)г.
Размеры зоны трещинообразования составили при ориентации колонкового заряда параллельно текстурным слоям железистых кварцитов: максимальный радиус (вдоль слоев) - (25-30)г, минимальный радиус (вкрест слоев) - (10-12)г; при ортогональной ориентации - (22-2б)г, в среднем - 24г. В последнем случае зона трещинообразования имеет правильный осе- симметричный характер и определяется длиной радиальных трещин.
Полученные значения радиуса зоны трещинообразования находятся в пределах диапазона, установленного по данным отечественных и зарубежных исследований для скальных пород.
Для оценки зоны взрывного разупрочнения железистых кварцитов в модельных экспериментах в соответствии с методикой работ были выполнены измерения скорости УЗК и предельных напряжений на растяжение на различных расстояниях от взорванных зарядов. Измерения скорости УЗК выполнялись ультразвуковым дефектоскопом УКБ-1М. Зависимость продольной скорости упругих колебаний в железистых кварцитах от расстояния до взорванного заряда отражена на рис. 2.5. С удалением от очага взрыва скорость продольных волн монотонно нарастает до 4-4,5 км/с т.е., до значения, характеризующего ненарушенный взрывом монолитный образец.
Предельная прочность образцов на растяжение определялась с помощью механического индикатора прочности камня Т-3, разработанного инж. Тимченко Н.К., по величине усилия, необходимого для раскола испытываемого образца неправильной формы между 2-мя соосными твердосплавными инденторами. Результаты измерений [ар] приведены на рис. 2.6.
Если в соответствии с методическим подходом принять в качестве критерия для определения размеров зоны взрывного разупрочнения железистых кварцитов 20%-ное уменьшение их прочности на растяжение, то радиус зоны разупрочнения, определённый графическим путём составит 3,7г - при распо- ложении заряда параллельно слоям, 2,6 г - при ортогональном расположении заряда.
На рис. 2.7 представлены графики грансостава взорванной рудной массы, полученной при модельных взрывах. При лабораторном рассеве использовался набор сит с круглыми отверстиями диаметром 2, 5, 7 и 10 мм.
Анализ грансостава взорванной массы свидетельствует о том, что, хотя размеры зоны измельчения и интенсивного дробления, как уже отмечалось, существенно зависят от ориентации скважин к слоистости кварцитов и от плотности заряжания, грансостав рудной массы, образовавшейся в этих зонах от указанных факторов зависит весьма слабо и определяется, очевидно, лишь физико-техническими особенностями железистых кварцитов.
Помимо диаметра заряда, весьма существенное влияние на размеры зоны измельчения и разупрочнения оказывает плотность заряжания (линейная и объёмная). Так при нормальной ориентации колонкового заряда к слоистости кварцита снижение объёмной плотности заряжания с 0,94 до 0,72 г/см. (на 24%), обусловившее пропорциональное снижение линейной плотности с,«м/с
15 Р!
Рис 2.5. Зависимость скорости УЗК во взорванном блоке железистых кварцитов от расстояния до заряда (блок №5).
Рис.2.6. Зависимость прочности железистых кварцитов взорванных блоков на растяжение от расстояния до заряда (а-блок №1,6- №5) [б^кг/см (ВШйГ
о.
Рис. 2.7. Грансостав горной массы взорванных модельных блоков
О 0.01 0.02 0.03 0.04 0.05 0.06 0.07 0.08 0.09 0.1 0.11 0.12 Размер куска горной массы, ё, м заряда с 0,47 до 0,36 г/см привело к сокращению зоны взрывного измельчения с 1,8 до 1,4 радиусов заряда. Зона разупрочнения при этом также уменьшилась с 3,6 до 2,5 радиусов заряда. Столь сильная зависимость размеров зон измельчения и разупрочнения от плотности заряжания объясняется отчасти тем, что последняя не только входит в числитель выражения, определяющего давление на фронте детонации в точке Чепмена-Жуге, но и влияет на скорость детонации ТЭНа, а также - на согласованность импедансов ВВ и горной породы.
Результаты выполненных модельных работ позволяют уточнить характер взрывного разрушения скальных горных пород на различном удалении от очага взрыва, геометрию зон взрывного разрушения и зависимость их размеров от основных определяющих параметров БВР, деформационно- прочностных показателей и микроструктурных особенностей горных пород.
Обобщение существующих данных и анализ полученных экспериментальных результатов дают возможность уточнить критерии взрывного разрушения скальных пород в различных зонах и разработать на данной основе расчётные схемы для прогнозной оценки размеров охарактеризованных выше зон разрушения. Граничные условия (критерии разрушения) и аналитическая оценка размеров соответствующих зон взрывного разрушения рассмотрены ниже, в разделе 2.4. (Примечание: Слабая зависимость грансостава рудной массы в зонах измельчения и интенсивного дробления от ориентации заряда и плотности заряжания не означает независимости грансостава всей взорванной рудной массы от указанных факторов, т.к. грансостав в целом, как будет показано ниже, определяется соотношением объёмов зон измельчения и интенсивного дробления, с одной стороны, и всех остальных зон с другой. А это отношение испытывает весьма существенную зависимость как от ориентации зарядов, так и от их параметров).
2.3. Исследование зон взрывного разрушения массивов скальных горных пород в натурных условиях
Отличительной особенностью реальных массивов горных пород является их макроструктура, связанная с наличием в них естественных трещин - ярко выраженных плоскостей ослабления, оказывающих наиболее существенное влияние на результаты взрыва. Несмотря на значительную трудоёмкость работ, связанных с экспериментальным изучением зон взрывного разрушения непосредственно в массиве горных пород, к настоящему времени выполнен достаточно большой объём исследований в этом направлении.
Чаще всего данные исследования имели прикладной характер и были связаны с изучением той или иной зоны взрывного разрушения в условиях конкретного горного массива.
Значительный вклад в оценку величины взрывных разрушений в реальных массивах скальных пород принадлежит отечественным академическим центрам, НИИ и изыскательским институтам: ГИ КНЦ РАН, ИГД МЧМ и МУЛ, ВНИМИ, Унипромедь, ГДП им С.Я. Жука, Гидроспецпроект, ЦНИГРИ и др.
В монографии [145] на обширном экспериментальном материале рассмотрены взрывные нарушения массивов горных пород при проходке подземных выработок с использованием шпуровых зарядов ВВ. Ультразвуковая интроскопия и анализ керна, отобранного в приконтурных участках массива из пройденных выработок, свидетельствуют о том, что заметные взрывные нарушения распространяются на глубину до 8-9 диаметров зарядов в крепких породах (/>10), и возрастают до 12-15 диаметров зарядов в более слабых по- родах. К сожалению, авторы не проводят систематизацию исследованных зон, поэтому можно лишь предполагать, что полученные ими экспериментальные данные относятся, в основном, к зоне трещинообразования. Необходимо также заметить, что в подземных условиях, характеризующихся наличием значительной всесторонней пригрузки взрываемых участков массива горным давлением, относительные размеры зон взрывного разрушения могут отличаться в меньшую сторону от размеров аналогичных зон при открытых горных работах, выполняемых в сравнительно разгруженных массивах при наличии протяжённых свободных поверхностей.
Большой объём экспериментальных работ по изучению зон взрывного разрушения в крепких гранитах выполнен Горным бюро США [37], - одной из наиболее авторитетных исследовательских организаций второй половины XX века.
В процессе экспериментов был отобран керн гранита на разных расстояниях от вертикальных скважинных зарядов ANFO (смесь АС-ДТ, известная в России и СНГ как Гранулит Игданит), взорванных ранее на одном из уступов карьера. Диаметр зарядов составлял 163 мм, масса единичных зарядов - до 320 кг. Глубина отбора керна не превышала 3 м {18 d).
Для оценки характера нарушений образцы керна подвергались комплексным испытаниям. В том числе для определения степени растрескивания образцов выполнялось измерение скорости УЗК в них, пористости, проницаемости, модуля Юнга, пределов прочности на одноосное сжатие и растяжение. Было установлено, что интенсивное дробление {"crushing zone") в данных гранитах имеет место в пределах 0,64 м от центра взорванного заряда (примерно 4d). Зона трещинообразования (''fracturing zone"), характеризующаяся меньшим разрушением, распространяется на расстояние до 1,14 м (7d). На расстояниях, превышающих 1,14 м, как полагают американские исследователи, гранитный массив является ненарушенным {"undamaged zone"). Однако, анализ первичных экспериментальных результатов, приведенных в данном докладе Горного бюро США, позволяет усомниться в правильности их интерпретации как в части размеров зоны трещинообразования, так и в отношении указанного расстояния до ненарушенного массива. При изучении фильтрационной проницаемости образцов керна (по фильтрации воды под давлением) авторы доклада отмечают большой разброс полученных значений, контрастирующий с результатами испытаний контрольных (ненарушенных взрывом) образцов. Тем не менее, далее следует вывод, с которым трудно согласиться: "Высокие значения проницаемости на больших расстояниях от очага взрыва (до 15 сГ), наиболее вероятно, не связаны с взрывным воздействием".
Аналогичная ошибка допущена и при интерпретации результатов измерений модуля Юнга. На соответствующем графике ([37], рис. 15) контрольные значения модуля не достигнуты во всем диапазоне глубин отбора керна, вплоть до 2,5 м (т.е. до 15 d).
В рассматриваемом докладе Горного бюро США содержится попытка более полной систематизации зон взрывного разрушения в массиве горных пород. При этом в порядке удаления от очага взрыва выделены: зона действия ударной волны - "shoked zone" (в нашей терминологии "зона измельчения"), зона дробления и зона растрескивания (трещинообразования). К сожалению, в данной работе, как и в большинстве отечественных исследований, полностью игнорируется зона межблочных подвижек, охарактеризованная выше, в 2.1. Использованная Горным бюро комплексная методика диагностики крупноблочного гранитного массива, испытавшего влияние взрыва скважинных зарядов достаточно большой мощности, основанная на тщательном изучении небольших образцов керна, не позволяет обнаружить межблочные подвижки и проследить глубину их развития, так как последние осуществляются на макроструктурном уровне. Тем не менее полученные результаты имеют большое значение как для анализа экспериментальной информации о первых трёх зонах взрывного разрушения, так и для отработки самих диагностических методик при дефектоскопии горных массивов.
На фоторепродукциях рис. 2.8. приведены фрагменты зон интенсивного дробления и трещинообразования, зафиксированные на откосах уступов в скальных породах в процессе их экскаваторной отработки после предварительного взрывного рыхления зарядами штатных гранулированных ВВ в скважинах диаметром 105 и 150 мм. Необходимо иметь в виду, что при оформлении откосов одноковшовыми экскаваторами основной объём зоны интенсивного дробления срабатывается и на откосе уступа остаётся лишь незначительная её часть в пределах тыльного сектора, что осложняет оценку истинной величины радиуса зоны интенсивного дробления. Тем не менее маркшейдерское инструментальное обеспечение взрывных работ позволяет получить достаточно надёжные результаты в отношении зоны дробления. Например, радиус зоны дробления в гранитах 1Х-Х групп (по классификации СНиП), разрабатывавшихся на строительстве Колымской ГЭС, составляет (5- 7)d, где d- диаметр взорванного скважинного заряда граммонита 79/21.
Значительно сложнее выполнить в натурных условиях непосредственные измерения радиусов зон трещинообразования и межблочных подвижек, хотя по отдельным наблюдениям они проявляются достаточно убедительно.
Рис. 2.9. иллюстрирует характер межблочных подвижек в гранитном массиве при взрыве скважинных зарядов диаметром 150 мм в приконтурной зоне профильной выемки на строительстве Колымской ГЭС.
На рис. 2.10, 2.11 и в табл. 2.4 и 2.5 приведены результаты экспериментального изучения межблочных подвижек по смещению поверхностных реперов на строительстве водосбросного сооружения гидроузла "Хоабинь" в СРВ [146] и в карьере ОАО "Качканарский ГОК" [147].
Для экспериментальных исследований размеров зон трещинообразования и межблочных подвижек в глубине массива чаще всего применяются косвенные методы измерения, - сейсмоакустические, ультразвуковые (кар ротаж и прозвучивание), фильтрационные, а также основанные на воздушной проницаемости исследуемого участка массива.
Рис. 2.8. Фотоснимки зон дробления и трещинообразования на откосах уступов: а - в гранитах на строительстве Колымской ГЭС, а=150 мм; б - в мраморизованных известняках Агурского карьера, с1= 105 мм.
Рис. 2.9. Характер межблочных подвижек в крупноблочном гранитном массиве при взрыве скважинных зарядов диаметром 150 мм в приконтурной зоне выемки.
Таблица 2.4
Основные показатели экспериментальных взрывов в базальтовых порфиритах Ш-1У к.т.,/=12-16, б/=220 мм (на строительстве г/у "Хоабинь, СРВ)
Рис. 2.10. Зависимость остаточных смещений в массиве порфиритов от расстояния до ближайших взорванных зарядов с1=220 мм (на строительстве г/у "Хоабинь, СРВ)
Расстояние до Слижайшего заряда, г, м
Таблица 2.5
Показатели экспериментальных взрывов в диалаговых пироксенитах IV-V к.т.,/=12-16, <1=250 мм [147]
Рис. 2.11. Зависимость величины остаточных деформаций от расстояния до последнего ряда скважин в диа- лаговых пироксенитах Качка- нарского железорудного карьера [147]
Расстояние до последнего ряда скв. зарядов, м
В последнем случае используется установка ВОТ-2, разработанная институтом Ленгидропроект, позволяющая подавать дозированные порции сжатого воздуха в герметизированную зону шпура, пробуренного в исследуемом массиве. Воздухопроницаемость массива определяется по интенсивности падения давления сжатого воздуха в полости шпура, ограниченной с двух сторон тампонами.
К аналогичным результатам привели выполненные ещё раньше наблюдения за коэффициентом фильтрации нарушенного и ненарушенного взрывом массива и коэффициентом разбуривания пород [148]. Коэффициент фильтрации, зависящий от числа трещин и их раскрытия, возрастает в нарушенной взрывом зоне более чем в 100 раз (Примечание: Измерения выполнены в 140 скважинах). Коэффициент разбуривания пород увеличивается с 1,1 до 1,4. Оба эти показателя, будучи косвенными по отношению к прочности пород и сцеплению, тем не менее, свидетельствуют о существенном ослаблении массива. Исследование действия взрыва в глубь массива методами сейсмоакустики также подтверждает влияние взрывных работ на прочностные свойства пород.
Состояние проблемы взрывного разрушения горных пород при разработке полезных ископаемых и в строительстве
Одним из эффективных способов управления дроблением является взрывание в зажатой среде на неподобранный забой, позволяющее реализовать повышенный удельный расход ВВ и регулировать перемещение горной - массы. Проф. Ефремов Э.И. [74], Комащенко В.И. [75], Комир В.М. [76] на основе экспериментальных исследований установили влияние параметров "подпорной стенки" на величину развала горной массы.
В исследованиях проф. Кусова Н.Ф. [12] и д.т.н. Волох A.C. [77] рассмотрена эффективность управления действием взрыва с помощью экранирования взрываемых участков массива и охраняемых сооружений.
Многочисленные теоретические и экспериментальные работы отечественных учёных посвящены сейсмическому действию взрывов [78-87]. При короткозамедленном взрывании многорядных систем скважинных и шпуровых зарядов сейсмический эффект и степень дробления горных пород оказались зависимыми от порядка инициирования зарядов и величины интервалов замедления.
Теоретические и экспериментальные исследования отечественных и зарубежных учёных позволили установить механизм разрушения горных пород и характер зависимости степени дробления пород от структуры массива, крепости пород и параметров БВР.
Тем не менее целый ряд полученных эмпирических зависимостей являются весьма ориентировочными и нуждаются в уточнении. Например, в настоящее время является общепризнанной гиперболическая зависимость среднего диаметра куска взорванной горной массы, с1с, от удельного расхода ВВ, д, (в значительной мере определяющего величину удельных затрат на бурение и взрывание), в форме: с1с 1 / д" [36, 44, 48]. Однако, величина показателя степени "я" в данной зависимости по оценке различных исследователей изменяется от 0,5 до 2,6 , что лишний раз указывает и на существенные объективные трудности изучения сложного динамичного процесса взрывного разрушения такой специфичной неоднородной структурированной среды, какой является массив скальных горных пород, и на несовершенство методов оценки степени взрывного дробления пород (гранулометрического состава горной массы), и, наконец, на большой диапазон возможных различий в условиях взрывания.
Другой весьма показательный пример необходимости обновления существующей методики расчёта рациональных параметров БВР связан с аналитическим выражением, используемым в соответствии с «Техническими правилами ведения взрывных работ на дневной поверхности» [88], для определения величины перебура скважинных и шпуровых зарядов в условиях уступной отбойки: /„ = 0,5КЖ, где Ж- величина ЛНС; К - «расчётный удельный расход ВВ», кг/м . Ввиду сложности определения величины К для конкретного массива и конкретных условий взрывания, в настоящее время всё чаще допускается расширительная трактовка понятия «расчётный удельный расход ВВ» и подмена его расчётным удельным расходом ВВ, q, определяемым с учётом требуемой степени дробления. Но в такой трактовке данный параметр зависит не только от «свойств пород», как это предполагается в первоисточнике, но и от необходимой степени дробления. При этом исходная зависимость, как показано ниже, в 4.3, становится принципиально ошибочной, так как с увеличением q сетка скважин (шпуров) сгущается и глубину перебура целесообразно сокращать, а не увеличивать, как того требует формула.
Уместно заметить, что «Технические правила...» [88], являющиеся настольной книгой специалистов по взрывному делу, не переиздавались с 1972 г. и, вполне естественно, некоторые расчётные положения, изложенные в них, устарели и нуждаются в корректировке.
Интенсификация буровзрывных технологий связана с увеличением диаметра и массы единичных зарядов, удельного расхода ВВ, общей массы взрываемых зарядов. При этом, как правило, возрастает действие поражающих факторов взрыва - разлёт кусков горной массы, сейсмическое действие взрыва, интенсивность ударных воздушных волн, распространение токсичных продуктов детонации, что вызывает необходимость в более детальной проработке вопросов обеспечения безопасности массовых взрывов. В данном отношении наибольшее признание получили исследования, выполненные д.т.н. Росси Б.Д., Мэрфи Е.Ж., Ван-Долах Р.В., Шведовым К.К., Медведевым С.В., Бароном B.JL, инж. Цейтлиным Я.И., к.т.н. Кукибом Б.Н., Бо- гацким В.Ф., Смолием Н.И., Пергаментом В.Х., проф. Державцом A.C. [ 8997]. Вместе с тем в данных работах не достаточно полно учитывается влияние параметров короткозамедленного взрывания на сейсмодинамические нагрузки на борта карьеров и горно-строительных выемок, на величину безопасных интервалов замедлений, что определяет целесообразность дальнейших исследований в данном направлении.
С увеличением глубины карьеров и горно-строительных выемок, как уже отмечено выше, обеспечение устойчивости долговременных откосов уступов и бортов приобретает всё большее значение; при этом повышаются требования к сохранности законтурного массива и качеству оформляемых бортов, что привело к разработке и широкому внедрению контурного взрывания. Несмотря на сравнительно короткую историю разработки и внедрения (с 1960 г), наиболее существенные аспекты контурного взрывания получили достаточно полное освещение в пионерных исследованиях Холмса Д.К., Пэйна P.C., Кларка Х.И., Атчисона Т.К., Кука М.А., Давыдова С.А., к.т.н. Фещенко A.A., Траура М.И. и других исследователей [98-106].
В последнее десятилетие весьма содержательные программы, связанные с исследованием контурного взрывания при оформлении долговременных бортов карьеров, выполнены учёными КНЦ РАН под научным руководством акад. Мельникова H.H. и д.т.н. Фокина В.А. в содружестве с специалистами ОАО «Ковдорский ГОК» на руднике Железный [107-109], а также коллектив лаборатории «ВНИПИпромтехнологии» под руководством д.т.н. Рубцова С.К. на карьере Мурунтау Навоийского ГМК в Узбекистане [110112]. В обоих случаях разработаны и прошли крупномасштабную производственную проверку интенсифицированные технологии заоткоски уступов в предельном положении, основанные на использовании предварительного щелеобразования.
К сожалению, несмотря на широкое внедрение методов контурного взрывания, при стабилизации долговременных бортов карьеров и строительных выработок, нередко имеет место недооценка действия взрыва на законтурный массив, где раскрытие природных трещин и необратимые межблочные подвижки, вызванные взрывом, приводят к снижению устойчивости откосов и следовательно к необходимости их дорогостоящего крепления, либо к не менее затратному выполаживанию.
Исследование зон взрывного разрушения массивов скальных горных пород в натурных условиях
Результаты выполненных модельных работ позволяют уточнить характер взрывного разрушения скальных горных пород на различном удалении от очага взрыва, геометрию зон взрывного разрушения и зависимость их размеров от основных определяющих параметров БВР, деформационно- прочностных показателей и микроструктурных особенностей горных пород.
Обобщение существующих данных и анализ полученных экспериментальных результатов дают возможность уточнить критерии взрывного разрушения скальных пород в различных зонах и разработать на данной основе расчётные схемы для прогнозной оценки размеров охарактеризованных выше зон разрушения. Граничные условия (критерии разрушения) и аналитическая оценка размеров соответствующих зон взрывного разрушения рассмотрены ниже, в разделе 2.4. (Примечание: Слабая зависимость грансостава рудной массы в зонах измельчения и интенсивного дробления от ориентации заряда и плотности заряжания не означает независимости грансостава всей взорванной рудной массы от указанных факторов, т.к. грансостав в целом, как будет показано ниже, определяется соотношением объёмов зон измельчения и интенсивного дробления, с одной стороны, и всех остальных зон с другой. А это отношение испытывает весьма существенную зависимость как от ориентации зарядов, так и от их параметров).
Отличительной особенностью реальных массивов горных пород является их макроструктура, связанная с наличием в них естественных трещин - ярко выраженных плоскостей ослабления, оказывающих наиболее существенное влияние на результаты взрыва. Несмотря на значительную трудоёмкость работ, связанных с экспериментальным изучением зон взрывного разрушения непосредственно в массиве горных пород, к настоящему времени выполнен достаточно большой объём исследований в этом направлении.
Чаще всего данные исследования имели прикладной характер и были связаны с изучением той или иной зоны взрывного разрушения в условиях конкретного горного массива.
Значительный вклад в оценку величины взрывных разрушений в реальных массивах скальных пород принадлежит отечественным академическим центрам, НИИ и изыскательским институтам: ГИ КНЦ РАН, ИГД МЧМ и МУЛ, ВНИМИ, Унипромедь, ГДП им С.Я. Жука, Гидроспецпроект, ЦНИГРИ и др.
В монографии [145] на обширном экспериментальном материале рассмотрены взрывные нарушения массивов горных пород при проходке подземных выработок с использованием шпуровых зарядов ВВ. Ультразвуковая интроскопия и анализ керна, отобранного в приконтурных участках массива из пройденных выработок, свидетельствуют о том, что заметные взрывные нарушения распространяются на глубину до 8-9 диаметров зарядов в крепких
породах (/ 10), и возрастают до 12-15 диаметров зарядов в более слабых породах. К сожалению, авторы не проводят систематизацию исследованных зон, поэтому можно лишь предполагать, что полученные ими экспериментальные данные относятся, в основном, к зоне трещинообразования. Необходимо также заметить, что в подземных условиях, характеризующихся наличием значительной всесторонней пригрузки взрываемых участков массива горным давлением, относительные размеры зон взрывного разрушения могут отличаться в меньшую сторону от размеров аналогичных зон при открытых горных работах, выполняемых в сравнительно разгруженных массивах при наличии протяжённых свободных поверхностей.
Большой объём экспериментальных работ по изучению зон взрывного разрушения в крепких гранитах выполнен Горным бюро США [37], - одной из наиболее авторитетных исследовательских организаций второй половины XX века.
В процессе экспериментов был отобран керн гранита на разных расстояниях от вертикальных скважинных зарядов ANFO (смесь АС-ДТ, известная в России и СНГ как Гранулит Игданит), взорванных ранее на одном из уступов карьера. Диаметр зарядов составлял 163 мм, масса единичных зарядов - до 320 кг. Глубина отбора керна не превышала 3 м {18 d).
Для оценки характера нарушений образцы керна подвергались комплексным испытаниям. В том числе для определения степени растрескивания образцов выполнялось измерение скорости УЗК в них, пористости, проницаемости, модуля Юнга, пределов прочности на одноосное сжатие и растяжение. Было установлено, что интенсивное дробление {"crushing zone") в данных гранитах имеет место в пределах 0,64 м от центра взорванного заряда (примерно 4d). Зона трещинообразования ( fracturing zone"), характеризующаяся меньшим разрушением, распространяется на расстояние до 1,14 м (7d). На расстояниях, превышающих 1,14 м, как полагают американские исследователи, гранитный массив является ненарушенным {"undamaged zone"). Однако, анализ первичных экспериментальных результатов, приведенных в данном докладе Горного бюро США, позволяет усомниться в правильности их интерпретации как в части размеров зоны трещинообразования, так и в отношении указанного расстояния до ненарушенного массива. При изучении фильтрационной проницаемости образцов керна (по фильтрации воды под давлением) авторы доклада отмечают большой разброс полученных значений, контрастирующий с результатами испытаний контрольных (ненарушенных взрывом) образцов. Тем не менее, далее следует вывод, с которым трудно согласиться: "Высокие значения проницаемости на больших расстояниях от очага взрыва (до 15 сГ), наиболее вероятно, не связаны с взрывным воздействием".
Аналогичная ошибка допущена и при интерпретации результатов измерений модуля Юнга. На соответствующем графике ([37], рис. 15) контрольные значения модуля не достигнуты во всем диапазоне глубин отбора керна, вплоть до 2,5 м (т.е. до 15 d).
В рассматриваемом докладе Горного бюро США содержится попытка более полной систематизации зон взрывного разрушения в массиве горных пород. При этом в порядке удаления от очага взрыва выделены: зона действия ударной волны - "shoked zone" (в нашей терминологии "зона измельчения"), зона дробления и зона растрескивания (трещинообразования). К сожалению, в данной работе, как и в большинстве отечественных исследований, полностью игнорируется зона межблочных подвижек, охарактеризованная выше, в 2.1. Использованная Горным бюро комплексная методика диагностики крупноблочного гранитного массива, испытавшего влияние взрыва скважинных зарядов достаточно большой мощности, основанная на тщательном изучении небольших образцов керна, не позволяет обнаружить межблочные подвижки и проследить глубину их развития, так как последние осуществляются на макроструктурном уровне. Тем не менее полученные результаты имеют большое значение как для анализа экспериментальной информации о первых трёх зонах взрывного разрушения, так и для отработки самих диагностических методик при дефектоскопии горных массивов.
Интенсификация взрывного дробления гранитов на строительстве Колымской ГЭС
Выше, в табл. 2.7, в аналитических выражениях определены относительные объёмы горной массы V], V2, ... Ув, выходящей из обособленных деформационных зон, и отражена их зависимость от удельного расхода ВВ (рис. 2.16).
Рассмотрим степень дробления массива горных пород в пределах каждой деформационной зоны, чтобы выполнить оценку коэффициентов кь к2...кб.
Относительный объём зоны интенсивного дробления, в общем объёме взрывной отбойки, как показывает табл. 4.1 и рис. 4.3., может изменяться в широком диапазоне, от 7 до 22% в крупноблочных массивах крепких пород, взрываемых с высоким удельным расходом ВВ, от 4 до 14% в мелкоблочных массивах. С увеличением удельного расхода ВВ. относительный объём зоны интенсивного дробления пропорционально возрастает.
Для определения коэффициента к1 , характеризующего особенности данной зоны в процессе её взрывного дробления, воспользуемся результатами моделирования, приведенными выше, в - средние диаметры кусков взорванной горной массы, выходящих из зон интенсивного дробления и трещинообразования, соответственно.
В приповерхностной нарушенной зоне 3 (верхняя часть зоны забойки) блочность взрываемого массива, как правило, существенно отличается от первоначальной блочности естественного массива - здесь при отработке вышележащего уступа в дополнение к сети естественных трещин образуются многочисленные вторичные ("взрывные") трещины вокруг донных зарядов в перебуре. По сути блочность приповерхностной нарушенной зоны соответствует усреднённому (суммарному) грансоставу фрагментов в двух, рассмотренных выше зонах 1 и 2.
При последующем взрывании дополнительного дробления здесь почти не происходит, поэтому для аналитической оценки коэффициента к3 можно использовать соотношение: где ,к2 относительные средние диаметры кусков горной массы в зонах интенсивного дробления и трещинообразования (соответственно) при отработке вышележащего уступа; V], - относительные объёмы зон 1 и 2, соответственно. Используя обобщённые данные табл. 2.7 и (2.35), получим: Относительный объём приповерхностной нарушенной зоны составляет 4-6% в мелкоблочных слабых породах и увеличивается до 15-22 % при буровзрывной подготовке массивов крупноблочных крепких пород. С уменьшением высоты уступа относительный объём приповерхностной зоны возрастает. В нижней, структурно неизмененной, "пассивной" зоне забойки исходная блочность массива весьма незначительно отличается от первоначальной естественной блочности. При отработке вышележащего уступа в ней образуется небольшое количество дополнительных трещин, распространяющихся от донной части взорванных зарядов на расстояние до (5-7)с1 вглубь массива. Осреднённый размер блока в этой зоне непосредственно перед взрывом можно принять равным примерно 0,9 с!м, где ЛМ- размер блока в естественном массиве, не затронутом влиянием БВР. В процессе взрыва здесь также имеет место небольшое дополнительное дробление. Относительный средний диаметр кусков горной массы в зоне пассивной фрагментации, определённый из сравнения со степенью дробления в зоне 2 ( /2 = йм1й2 « ЗД), к4 1,63. Таким образом зона пассивной фрагментации является источником выхода наиболее крупных фракций. Поэтому при отработке рациональных параметров БВР в крупноблочных массивах мощность её как правило стремятся ограничить за счёт уменьшения величины забойки до (14-1б)с1. При этом относительный объём зоны 4 изменяется от 4-6% в массивах крупноблочных крепких пород до 18-21% при взрывной отбойке в мелкоблочных массивах. Приоткосная зона (зона 5) является изменённой в структурном отношении, блочность её отличается от блочности естественного массива, так как дополнительно к системе естественных трещин здесь образуются взрывные трещины от ранее взорванного смежного полигона, как результат законтурного механического (сейсмодинамического) воздействия. Таким образом, размер осреднённого блока в данной зоне можно принять в первом приближении 0,75 с1м. При взрыве, как уже было отмечено ранее, в приоткосной зоне получают развитие откольные растягивающие деформации, обуславливающие разрушение массива преимущественно по существующим поверхностям ослабления (трещинам отдельностей). Поэтому дробление скального массива в приоткосной зоне является незначительным, что подтверждается увеличением выхода негабарита и среднего диаметра куска взорванной массы при переходе от многорядного взрывания к однорядному. Анализ результатов экспериментально-промышленных взрывов, выполненных при отработке приконтурных участков массива с однорядным расположением скважинных зарядов [156], позволяет предложить для оценки результирующей степени дробления породы в данной зоне 15= ЯЛ/(1С5=2,1, при этом относительный средний диаметр кусков горной массы в приоткосной зоне кз -1,48 (коэффициент интенсивности дробления составит при этом //=0,68). Относительный объём приоткосной зоны в общем объёме взрывной отбойки изменяется в значительном диапазоне, отражённом в табл. 2.7 и на рис. 2.16. При 4-х рядном расположении скважинных зарядов данный диапазон составляет 15-22% в крупноблочных крепких породах, 515% в мелкоблочных. С уменьшением количества рядов скважинных зарядов относительный объём приоткосной зоны способен существенно (в 1,5 - 2,5 раза) возрастать.
Промежуточная зона, (зона 6), как уже отмечено выше, имеет место только при использовании зарядов, рассредоточенных инертными промежутками. Она разделяет зоны 1, 2 и 5 на верхние и нижние части (подзоны). Блочность промежуточной зоны, в основном, соответствует блочности исходного массива (за исключением небольшого приоткосного участка).
По своему положению относительно зарядных колонок данная зона, также как зона пассивной фрагментации (зона 4), является "бесконтактной", почти не соприкасающейся с зарядной колонкой. Однако более значительная удалённость от поверхности уступа и специфика расположения её между 2- мя участками (верхними и нижними) зон интенсивного дробления и трещи- нообразования, испытывающими при взрыве наиболее значительные напряжения и деформации, обуславливает лучшую фрагментацию горной породы в промежуточной зоне, нежели в зоне пассивной фрагментации. Именно это обстоятельство и лежит в основе довольно широкого применения рассредоточенной конструкции скважинных зарядов.
Относительный средний диаметр кусков горной массы, кб, определённый на основе анализа результатов экспериментально-промышленных взрывов рассредоточенных скважинных зарядов диаметром 105 и 150 мм, выполненных на строительстве Колымской ГЭС [157, 158], составляет, примерно, к6 1,29.
Содержание и последовательность расчёта параметров многорядного короткозамедленного взрывания скважинных зарядов; Формирование первоначальной базы данных
К числу основных источников расчётных положений, используемых в отечественной практике для определения параметров скважинных зарядов при уступной отбойке горных пород на открытых горных работах относятся «Технические правила ведения взрывных работ на дневной поверхности» [88], «Технические правила ведения взрывных работ в энергетическом строительстве» [153], «Единые правила безопасности при взрывных работах» [170], «Единые правила безопасности при разработке месторождений полезных ископаемых открытым способом», а также ведомственные инструкции, соответствующие разделы СНиП и ГЭСН [167], справочные пособия [151, 168], многочисленные монографии и учебники по взрывным работам [55, 57, 60, 95, 172, 173].
Технические правила (ТП) [88] разработаны специалистами треста «Союзвзрывпром» в 50-х г.г. прошлого века. Последнее, 5-е переработанное издание датировано 1972 г. Данное руководство не утратило своего значения и в настоящее время. В нём обобщён многолетний опыт проектирования и производства БВР на земной поверхности, в карьерах строительных материалов и на объектах промышленного строительства. К сожалению, с 1972 г. Правила не переиздавались и поэтому в некоторых своих разделах явно устарели.
В частности, нуждается в переработке и методика расчёта скважинных зарядов дробления в условиях уступной отбойки. Существующий её вариант основан на использовании нормативного удельного расхода ВВ, К, определяемого группой грунта по СНиП. Максимальное значение этого параметра, соответствующее XI группе, составляет 0,75 кг/м . Так как классификация грунтов в СНиП является по существу классификацией по буримо сти (в качестве классификационного критерия используется время чистого бурения 1 м шпура ручным перфоратором при стандартизованных условиях), она учитывает в основном крепость пород и в значительной мере игнорирует структуру массива, имеющую при взрывном дроблении первостепенное значение.
Вторым существенным недостатком методики расчёта скважинных зарядов дробления в условиях уступной отбойки, представленной в [88] является то, что она не учитывает требуемую степень дробления горных пород и, по сути, позволяет определять предельные параметры сетки скважин, рассчитанные только на преодоление линии сопротивления скважинного заряда по подошве уступа.
Многие из принятых в данной методике аналитических выражений для расчёта параметров БВР, в частности, глубины перебура, длины забойки, ЛНС и др., нуждаются в существенной корректировке. Ниже, в 4.3, необходимость такой корректировки показана в конкретной форме.
Технические правила [152] отражают практику проектирования и производства взрывных работ на объектах энергетического строительства - на строительстве основных сооружений ГЭС, АЭС, ТЭС, гидроузлов, каналов, транспортных коммуникаций. Последнее, 3-е издание ТП датировано 1997 г. В них расчёт параметров БВР также соотносится с группами грунтов по СНиП. Как и в предыдущих ТП, в качестве рациональных параметров сетки скважин приняты предельные параметры. Однако значительным преимуществом данных Правил является предусмотренная в них возможность учитывать требуемые кондиции взорванной горной массы. Для корректировки параметров БВР с учётом требований к максимальному размеру кусков породы введено понятие о «зоне дробления», но из анализа выражения для оценки её размеров становится очевидным, что в принятой трактовке «зона дробления» не имеет чётких границ - её размеры возрастают с увеличением заданного максимального размера кусков горной массы.
При определении параметров скважинных зарядов с учётом требуемой степени дробления наибольшее применение имеет методика, разрабо-тайная в МГИ в 1968-70 г.г. д.т.н. Рубцовым В.К., к.т.н. Плужниковым В.Ф., Вареничевым A.A., под научным руководством проф. Кутузова Б.Н. [174].
Основу данной методики составляет предложенная В.К. Рубцовым и принятая в 1968 г. Междуведомственной комиссией по взрывному делу (МВКВД) "Временная классификация горных пород по степени трещинова- тости в массиве" [175]. 40-летний опыт использования данной классификации в отечественной практике горновзрывного дела достаточно убедительно подтвердил ее эффективность.
Для оценки рациональной величины удельного расхода ВВ в методике МГИ 1970 г. используется формула: где у- объёмный вес породы, т/м ; f- коэффициент крепости породы по Протодъяконову М.М.; d, de, dH- соответственно, диаметр заряда, м, диаметр средней естественной отдельности (среднее расстояние между трещинами в массиве), м, и максимальный размер кондиционного куска (минимальный размер негабарита), м; квв- коэффициент обратный относительной мощности (работоспособности) используемого ВВ.
Весьма существенным элементом ф. (4.1) является отношение (0,5/dH)0 4, учитывающее требуемое качество дробления. 40 лет назад, когда была предложена зависимость (4.1), большие надежды возлагались на внедрение циклично-поточной технологии (ЦПТ) разработки скальных горных пород, для которой по предварительным оценкам тех лет максимальный размер кондиционного куска взорванной горной массы не должен был превышать 0,5 м (диаметр среднего куска 125-150 мм). Поэтому dH=0,5 м был принят в ф. (4.1) в качестве эталона. Однако, до настоящего времени как при разработке месторождений полезных ископаемых, так и на горно-строительных работах основные объёмы работ выполняются с использованием цикличной технологии, основанной на использовании одноковшовых экскаваторов, мобильных погрузчиков и автотранспорта, позволяющих, в большинстве случаев, увеличить максимальные размеры кондиционного куска взорванной горной массы до 1-1,5 м.
Кроме того, многолетняя экспериментальная проверка показала довольно существенное несоответствие результатов расчётов по ф. (4.1) экспериментальным данным - установлено, что расчёты по ф. (4.1) в ряде случаев занижают величину удельного расхода ВВ на 20-60 %. Поэтому фактическая величина удельного расхода штатных ВВ, например, на большинстве железорудных карьеров РФ, при максимальном размере кондиционного куска
