Управление качеством подготовки и развалом горной массы при взрывании в зажатой среде

Развитию и внедрению метода взрывания горных пород в зажатой среде на карьерах страны способствовало улучшение качества дробления пород, возможность управления формой и величиной развала горной массы при взрыве, сокращение подготовительно-восстановительных работ (снятие забойных железнодорожных путей, уборка линий электропередач, контактных сетей, зачистка горизонта после взрыва и др.), возможность селективной выемки полезных ископаемых с учетом незначительного разрыхления и перемещения взрываемого массива, независимость процессов бурения к взрывания от экскавации и транспортирования, а также возможность обеспечения достаточно больших объемов подготовленной горной массы, что имеет немаловажное значение при использовании высокопроизводительного оборудования.

Улучшение качества дробления пород при взрывании в зажатой среде (на подпорную стенку из ранее взорванной горной массы) объясняется повышением полезного действия взрыва, так как в данном случае можно исключить развал взорванной горной массы и энергию взрыва расходовать на дробление, а не на метательное действие. С физической точки зрения повышение интенсивности дробления горных пород при взрывании в зажатой среде достигается за счет увеличения времени действия энергии взрыва на массив.

Возможность управления величиной и формой развала торной массы позволяет более эффективно использовать рабочие площадки и увеличить коэффициент использования основного оборудования (буровых станков и экскаваторов) за счет сокращения расстояния их перегонов при взрывах и уменьшения их простоев примерно на 30 %

Правильная форма развала и отсутствие обратного выброса горной массы позволяет сразу же после взрыва приступить к последующему обуриванию взрываемого блока.

Совокупность перечисленных факторов во многом способствовала достаточно широкому распространению метода взрывания в зажатой среде на карьерах страны.

Метод взрывания в зажатой среде имеет несколько вариантов, отличающихся друг от друга наличием обнаженных плоскостей и характером подпорной стенки. К первой группе следует отнести взрывание в абсолютно зажатой среде, когда имеется только одна свободная плоскость и заряд (серия зарядов) со всех сторон ограничен монолитным неразрушенным горным массивом. Ко второй группе относится взрывание серии скважин на ранее взорванную горную массу, объем которой исключает видимое горизонтальное смещение горной массы, взорванной последующим взрывом. Наличие одной свободной плоскости (сверху) и подпорной стенки из ранее взорванной горной массы характерно для массовых фронтальных взрывов на карьерах железорудной промышленности (рис. 31). К третьей группе относится взрывание как фронтальных, так и траншейных уступов, когда со стороны забоя имеется подпорная стенка из ранее взорванной горной массы, величина которой не превышает одного-двух значений величины линии сопротивления по подошве уступа. Незначительная по величине подпорная стенка не исключает горизонтального смещения пород при взрыве. Однако она способствует интенсификации дробления пород и значительно сокращает ширину развала взорванной горной массы. Более целесообразным было бы вообще исключить развал горной массы, однако создание большого объема взорванной горной массы нежелательно с точки зрения замораживания средств. Это обстоятельство зачастую тормозит широкое внедрение в производство взрывания в зажатой среде.

Одним из вариантов взрывания в зажатой среде является использование при массовых взрывах диагональных, фланговых, радиальных и других схем соединения и очередности взрывания зарядов BB, предопределяющих направление взрывания. В данном случае наличие подпорной стопки из ранее взорванной горной массы не является обязательным, так как подпор создается породой, разрушенной серией зарядов, взрываемых первыми (рис. 32).

Во всех случаях, как установлено многолетней практикой, эффективность взрывания в зажатой среде обеспечивается только при условии применения многорядного короткозамедленного взрывания и наличии не менее четырех-пяти рядов скважин, причем при взрывании на подпорную стенку существенно изменяется механизм разрушения.

По мнению В.Р. Именитова и других, процесс разрушения следует разделить на две фазы. В первой фазе при отражении от границы раздела часть волны уходит в подпорную стенку. При этом уменьшается энергия отраженной волны, что некоторым образом ухудшает качество дробления. Во второй фазе расширяющиеся газы раскрывают образовавшиеся трещины. Под действием газов порода перемещается в стесненных условиях, в связи с чем происходит дополнительное ее дробление. Кроме того, в результате точечного контакта образуются зоны, в которых напряжения достигают больших величин и породы дробятся.

В работах М.Ф. Друковаиого, В.М. Комира и других отмечается, что условия взрывания в значительной степени определяют распределение напряжений в массиве и имеют аналоги — закрепления в механике и сопротивлении материалов. В механике прочность конструкции определяется нагрузкой, распределением усилий в отдельных элементах конструкции и прочностью материала элементов конструкции.

При рассмотрении разрушения массива взрывом аналогом конструкции служит отбиваемая часть горной породы. Распределение усилии в элементах конструкции определяется особенностями самом конструкции и характером связей. Под связями в механике принято понимать тела, ограничивающие перемещение конструкции.

При воздействии взрывной нагрузки на массив целесообразно выделить две составляющие импульса напряжений: динамическую, распространяющуюся в виде волны напряжении, и квазистатическую, обусловленную общими относительными деформациями системы в целом.

По отношению к квазистатической составляющей связями являются тела, препятствующие перемещению границы раздела. По характеру сил, возникающих в месте приложения связи, последнюю можно классифицировать следующим образом: инерционная, в результате которой сила, возникающая в месте приложения связи, пропорциональна ускорению перемещения; упругая, в результате приложения которой сила пропорциональна перемещению; связь на базе сил сопротивления, при которой сила пропорциональна скорости перемещения.

Различные типы связен могут создаваться оставлением в забое неподобранной горной массы или взрыванием в окружении ненарушенного массива (нижняя часть сдвоенного уступа).

При наличии неубранной горной массы у забоя в первоначальный период связь близка к инерционной. Дальнейшее изменение характера связи зависит от физико-механических свойств горной массы и величины подпора. При небольшой величине подпора, когда силы, препятствующие перемещению, не создают сминающих напряжений, связь либо остается инерционной, либо может быть отнесена к упругой. При значительной величине подпора и возникновении в месте соприкосновения массива с горной массой, высоких напряжений, превышающих предел прочности на смятие, будут преобладать силы сопротивления.

Нельзя, конечно, ожидать, что в каждом конкретном случае будет проявляться только один тип связей. Обычно проявляется влияние всех типов связей в различной степени. В частности, при взрывании на неубранную горную массу кроме сил инерции действуют силы сопротивления и упругие силы, которые в первоначальный период малы по сравнению с силами инерции вследствие больших ускорений Связь в первой фазе разрушения (достижение максимальных упругих деформаций) должна обеспечить максимальнe квазистатические напряжения во всем объеме разрушаемого массива. В работе показано, что связь следуй подбирать так, чтобы ограничивать перемещение среды в первой фазе разрушения.

Во второй фазе (процесс трещинообразования) связь должна способствовать развитию трещин в массиве. Для развития трещин необходимо обеспечение притока энергии в виде волны напряжений. Чем больше длительность приложения нагрузки, тем на большую длину разрываются трещины, а следовательно, тем интенсивнее дробление. Раскрытие трещин, образующихся в ближней зоне, фактически закрывает доступ волне напряжений в дальние зоны и соответственно ухудшает равномерность дробления. Поэтому необходимо создание такой связи, которая бы препятствовала раскрытию трещин в первый период трещинообразования.

В третьей фазе (перемещение разрушенного материала и разлет кусков горной массы) связь должна обеспечить минимальный развал взорванной горной массы, что будет благоприятно сказываться на работе погрузочно-транспортного оборудования.

He всегда удастся выбрать соответствующий тип связи и условия взрывания, благоприятно влияющие на разрушение пород во всех фазах. В этом случае необходимо выбрать такой тип связи, который в наибольшем степени способствует развитию трещин во второй фазе разрушения, так как она является решающей в определении конечных результатов взрыва. Этим объясняется тот факт, что на практике стремятся создать по возможности большее число плоскостей обнажения, целесообразных для второй фазы разрушения.

При взрывании в зажатой среде происходит более равномерный процесс трещинообразования по всему массиву, так как трещины, расположенные вблизи заряда, полностью не раскрываются и практически не препятствуют распространению поля напряжений к удаленным точкам.

При взрывании в зажатой среде разрушение происходит в основном за счет сжимающих напряжений, что требует увеличения энергии взрывного импульса. Это требование может быть выполнено путем увеличения удельного расхода BB, которое повышает интенсивность отраженного поля от нераскрытых трещин и неоднородностей, способствуя дополнительному дроблению горной массы отраженной волной растяжения.

Таким образом, из вышеизложенного следует, что эффективность метода взрывания в зажатой среде находится в прямой зависимости от параметров подпорной стенки (ее ширины и высоты), физического состояния (разрушенная горная масса или монолитная среда), физико-механических свойств горных пород подпорной стенки и др.

Предположив, что при взрывании скважинных зарядов энергия передается массиву в виде кинетической, оптимальная ширина подпорной стенки из ранее взорванной горной массы может быть рассчитана с учетом энергии, расходуемой на преодоление упругих сил сцепления и на метание разрушенного массива. Энергия, переданная единице объема массива, определяется по формуле

где р — плотность разрушаемой среды; vmax — максимальная скорость смещения частиц.

В свою очередь, E1 можно выразить через удельный расход BB:

где k — коэффициент, учитывающий использование энергии взрыва на дробление и перемещение горной массы; q — удельный расход BB; E0 — удельная энергия ВВ.

Приравнивая выражения (8) и (9), получим

Максимальная скорость смещения частиц, выведенных из положения равновесия, ограничена прочностью материала и зависит от его упругих свойств:

где v1max — максимальная скорость, которая может быть заторможена упругими усилиями в разрушенной части массива; [о] — предел прочности материала на сжатие; Cp —скорость распространения продольной волны в разрушаемой части массива,

В том случае, когда максимальная скорость смещения частиц превышает вычисленную по формуле (11), часть энергии расходуется на преодоление упругих сил сцепления (на разрушение), а остальная энергия будет израсходована из сообщение кинетической энергии кускам разрушенной горной массы. Для того чтобы использовать часть этой энергии на дробление, необходимо создать у забоя подпорную стенку из ранее взорванной горной массы, величина которой должна быть такой, чтобы скорость смещения частиц массива не превышала v1max.

При определении требуемой величины подпорном стенки воспользуемся законом сохранения количества движения.

При взрывании на свободную плоскость уступа количество движения, переданное 1 м3 массива,

а при взрывании с подпорной стенкой

где m — масса подпорной стенки, приходящаяся на 1 м3 разрушаемых пород (m = p1/w, где x — ширина подпорной стенки, м; р1 — плотность материала подпоркой стенки; W — линия сопротивления по подошве, м).

Подставляя значение m в уравнение (13), получим

Учитывая, что момент количества движения одинаков в обоих случаях, из выражений (12) и (13) получим

где е — коэффициент разрыхления горной массы (е = р/р1).

Из формул (10), (11) и (15) получаем

Учитывая, что рСр = Е, где E — модуль упругости материала, получим

Формула (17) позволяет определить величину подпорной стенки в зависимости от типа и удельного расхода BB и физико-механических свойств горных пород.

Коэффициент k определяется экспериментально, и, как показали лабораторные и полигонные исследования, его величина в зависимости от удельного расхода BB колеблется от 0,04 до 0,2.

При известной величине оптимальной подпорной стенки а и удельном расходе BB q формула (17) примет вид

где q0 — эталонный удельный расход ВВ.

Ширина подпорной стенки, определенная по формуле (17), меняется в значительных пределах при взрывании горных пород с различными физико-механическими свойствами. В частности, для условий железорудных карьеров Кривбасса, отличающихся породами высокой крепости и высоким удельным расходом BB, рациональная ширина подпорной стенки с точки зрения максимального дробления пород составляет 20—25 м, а для флюсовых карьеров Донбасса, где коэффициент крепости разрабатываемых пород составляет не более 8—14, ширина подпорной стенки в этом случае будет равна 10—12 м.

Ширина развала горной массы при взрывании с оптимальной подпорной стенкой определяет объем вспомогательных работ и поэтому является также очень важным параметром взрывания в зажатой среде.

При определении ширины развала взорванной горной массы (рис. 33) воспользуемся некоторыми зависимостями из механики. При взрывании па подобранный забои (рис. 33, а) ширина развала взорванной горной массы определяется траекторией движения частиц и кусков верхней части уступа. Наибольший разлет кусков (ширина развала), с учетом горизонтальной и вертикальной составляющих скорости смещения частиц уступа, в данном случае определится из выражения

где v0 — максимальная горизонтальная скорость частиц уступа в момент отрыва, м/с; вертикальная составляющая скорости движения частиц уступа в момент отрыва, м/с; g — ускорение свободного падения, м/с2; Нт — высота уступа, м; L0 — ширина развала взорванной горной массы при взрывании на обнаженную плоскость, м.

Изменение условий взрывания — создание подпорной стенки из ранее взорванной горной массы влияет на горизонтальную составляющую скорости смещения частиц уступа.

Определим изменение горизонтальной составляющей скорости смещения частиц исходя из закона сохранения количества движения. Предполагаем, что количество движения после взрыва на свободную поверхность и на взорванную горную массу (неподобранный забой) одинаково.

Количество движения (горизонтальная составляющая) при взрывании на свободную плоскость, отнесенное к единице площади забоя,

При взрывании в зажатой среде (па подпорную стенку) количество движения будет представлено уже двумя составляющими (рис. 33, б), отнесенными как к площади забоя, так и к площади подпорной стенки:

где р — плотность разрушаемой среды (горной породы), г/см3; р1 — плотность материала подпорной стенки, г/см3; v1 — горизонтальная скорость смещения частиц при взрывании в зажатой среде (на подпорную стенку), м/с.

Из равенства количества движений I0=I1 следует

Преобразуем выражение (18) следующим образом:

где k — коэффициент разрыхления подпорной стенки.

Предполагая, что вертикальная составляющая скорости смещения частиц уступа неизменна, получим ширину развала горной массы при взрывании в зажатой среде при наличии подпорной стенки размером х:

Формула (20) справедлива для случая, когда скорость смещения передается всем частицам уступа в равной мере. Исследованиями установлено, что за счет различного рода потерь скорость смещения частиц взрываемого уступа уменьшается и при некоторой величине подпорной стенки х=а равна нулю, а развал взорванной горной массы практически отсутствует.

Согласно формуле (19) скорость смещения частиц среды может быть равна нулю в том случае, когда х, т. е, величина подпорной стенки, будет стремиться к бесконечности.

Фактически смещение частиц среды, а также и развал взорванной горной массы отсутствуют уже при величине подпорной стенки х=а (при конечной величине а). В связи с этим в формулу (20) необходимо внести поправку, которая бы учитывала влияние сил сопротивления со стороны подпорной стенки. Установлено, что величина скорости смещения среды, а следовательно, и ширина развала пропорциональны некоторому коэффициенту b и величине х.

С учетом влияния сил сопротивления со стороны подпорной стенки формула (20) примет следующий вид:

Коэффициент b зависит от многочисленных факторов, а поэтому экспериментальным путем определить его весьма трудно. На этом основании определим величину b косвенным путем, выразив его через предельную ширину подпорной стенки а, при которой развал взорванной горной массы отсутствует, т. е. L1=0.

Формула (21) для этого частного случая примет вид

Подставив в формулу (21) значения коэффициента b, получим

Таким образом, для определения ширины развала горной массы при взрывании на подпорную стенку различной величины необходимо располагать данными о ширине раз-пала горной массы, получаемой при взрывании на свободную плоскость и при соблюдении постоянства параметров буровзрывных работ. Минимальная ширина подпорной стенки л, при которой отсутствует развал горной массы, устанавливается экспериментальным путем.

В практике часто встречается обратная задача: определение необходимой ширины подпорной стенки при максимально допустимом развале взорванной горной массы.

На рис. 34 представлена зависимость ширины развала взорванной горной массы от ширины подпорной стенки, полученная при решении уравнения (22) относительно величины x.

Для практических целей в условиях, аналогичных горно-геологическим условиям железорудных карьеров Криворожского бассейна (кривые 1, 2) или флюсовых карьеров Донбасса (кривая 3), при определении необходимой ширины подпорной стенки следует пользоваться графиком, показанным па рис. 35. График построен для минимальных значений ширины развала и подпора по данным большого числа исследований, проведенных в условиях карьера НКГОКа при высоте уступа 15 м.

Важное значение при подборе требуемой ширины подпорной стенки имеют физико-механические свойства взрываемых пород. Крепость пород, их вязкость, трещиноватость и сопротивляемость разрушению предопределяют удельный расход BB, параметры сетки скважин и конструкцию их заряда. Последняя, в зависимости от длины колонки заряда и превышения ее над подошвой уступа, в значительной мере влияет на ширину развала горной массы. В результате в породах невысокой крепости, требующих низкого удельного расхода BB, величина подпорной стенки, исключающая развал горной массы, будет меньше, чем в породах высокой крепости, требующих большого удельного расхода ВВ.

В процессе промышленных исследований метода взрывания в зажатой среде было установлено, что развал горной массы зависит от геометрии и массы подпорной стенки. Как правило, ширина подпорной стенки в расчетах принимается по нижней отметке развала горной массы. .Между тем величина х на практике ие является постоянной по высоте уступа и верхняя площадка подпорной стенки всегда меньше или равна нижней (рис. 36): x'