Процессы формирования развала взорванной горной массы и взрыводоставка вскрышных пород на угольных и сланцевых разрезах

от столбца к столбцу и цикла перехода от одной скважины к другой.

-------------------------------------------- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Викторов С.Д., Казаков Н.Н. Определение параметров развала отбитой взрывом горной массы на карьерах // Третья международная конференция «Физические проблемы разрушения горных пород», - Новосибирск: Наука, 2003.

2. Ракишев Б.Р. Прогнозирование технологических параметров взорванных пород на карьерах. - Алма-Ата: Наука, 1983. 239 с.

3. Ломоносов Г.Г. Технология разработки горных пород на карьерах. - М.: МГИ, 1971. 209 с.

— Коротко об авторах -----------------------------------------------

Копылов С.В., Казаков Н.Н. - ИПКОН РАН.

-------------------------------------------- © С.В. Цирель

С.В. Цирель

ПРОЦЕССЫ ФОРМИРОВАНИЯ РАЗВАЛА ВЗОРВАННОЙ ГОРНОЙ МАССЫ И ВЗРЫВОДОСТАВКА ВСКРЫШНЫХ ПОРОД НА УГОЛЬНЫХ И СЛАНЦЕВЫХ РАЗРЕЗАХ

Обычно основной целью проведения взрывов в горных массивах является дробление, а перемещение взорванной породы имеет подчиненное значение, но достаточно часто встречаются и обратные ситуации, когда перемещение становится главной задачей взрывных работ (ВР). К ним относятся строительство каналов взрывным способом, взрывонабросных плотин, взрыводоставка руды и вскрышных пород на горных работах. Широкое распространение на угольных разрезах США, начиная с 60-х годов, получило взрывное перемещение вскрышных пород в выработанное пространство [5], позволяющее ускорить проведение и снизить стоимость вскрышных работ. В СССР первые опыты по взрыводоставке отбитой породы были проведены в 40-50-е годы, однако в настоящее время объем применения этой технологии меньше, чем в США. В дальнейшем в связи

с быстрым ростом доли открытого способа добычи угля и других полезных ископаемых [32] можно ожидать более широкого применения взрыводоставки вскрышных пород.

Прогнозированию результатов взрывов при строительстве каналов и плотин посвящено множество теоретических и экспериментальных исследований, разработаны способы физического и численного моделирования этих процессов [1, 13, 24, 29, 38]. Наибольший опыт проведения крупномасштабных взрывов накоплен в России и бывших республиках СССР, по данным [2] из 15 наиболее крупных взрывонабросных плотин 8 построено в СССР. Однако этот опыт не может быть прямо перенесен на направленные взрывы в горном деле. Основные отличия взрыводоставки пород на горных работах от взрывов на выброс и сброс в гидротехническом строительстве заключаются в более низких удельных расходах ВВ (на разрезах q обычно составляет 0,6-1,1 кг/м3 против 1,5—2,5 кг/м3); меньшей доле пород, отброшенных силой взрыва, в общем объеме горной массы (20-60 % против 70-100 %) и, соответственно, необходимости наряду с дальним выбросом обеспечить необходимую степень дробления для работы выемочного оборудования. В то же время ВР, нацеленные на максимальный выброс разрушенной породы, имеют существенные отличия и от обычных способов ведения ВР. Практически во всех случаях для взрыводоставки используется однорядное или порядное взрывание, а удельный расход ВВ несколько увеличен против взрывов в тех же породах, предназначенных только для дробления. Для повышения эффективности взрыводоставки предложено значительное количество специальных приемов ведения ВР, в том числе сближение скважин в ряду замедления (имитация плоского заряда) [38], увеличение линии наименьшего сопротивления для первого ряда скважин [15], использование наклонных скважин [9, 28, 38], перераспределение ВВ по рядам скважин [6, 20], использование сосредоточенных зарядов выброса [6, 25] и т.д. Однако большая часть этих методов ведет к усложнению буровзрывных работ (БВР) и зачастую вступает в противоречие с другой основной задачей БВР - дроблением горных пород.

Важным параметром многорядного взрывания является время замедления между группами (рядами) скважин т3. С практической точки зрения этот параметр удобен тем, что его изменения не меняют технологии и организации бурения и заряжания

скважин и не отражаются на стоимости ВР. Тем не менее, интервалам замедления уделяется гораздо меньше внимания, чем массам и расположению зарядов, хотя все опыты и расчеты говорят о существенной роли порядка взрывания и задержек инициирования следующей серии зарядов. Возможно, это связано с противоречивостью экспериментальных и расчетных данных о влиянии замедлений на результаты взрывов. Отметим, что расхождения касаются не только весьма сложного случая многорядного взрывания цилиндрических зарядов, но и более простого (с геометрической точки зрения) случая 2-3 сосредоточенных или скважинных зарядов. Так, по данным [29, 30] наибольший размер воронки достигается при одновременном взрывании двух зарядов, в то же время согласно другим экспериментам [13, 23, 31] для достижения наибольших размеров воронки необходимы замедления между взрывами, близкие по величине к замедлениям, используемым для зарядов рыхления. А.А. Черниговский [38] для этих случаев предлагает использовать малые (докритические) замедления. Для короткозамедленного взрывания при взрыводостав-ке разрушенных пород на карьерах большинство исследователей [10, 33, 38] приходит к выводу о необходимости применять интервалы замедления, существенно превосходящие обычные замедления для зарядов рыхления; этот вывод обычно обосновывается необходимостью полностью очистить вновь образованную поверхность от породы, разрушенной взрывом предыдущей серии зарядов. Интересно, что данная позиция высказана даже в [38] и предложен метод докритических замедлений при строительстве выемок взрывным путем. В то же время имеются рекомендации [26, 20] об использовании замедлений, близких к обычным для зарядов рыхления. Исключение составляет лишь предложение В.Ф. Бурлуцкого [21] об одновременном взрывании первых двух рядов скважин. Очевидно, что такой разнобой мнений связан со сложным характером влияния замедлений на процесс формирования развала.

До середины 80-х годов для расчета параметров БВР и прогнозирования формы развала преобладало использование полуэмпи-рических формул или номограмм; с их помощью определялся не полный профиль развала, а отдельные его характеристики (расстояние до гребня и до кромки развала, максимальная высота развала). Впервые методы компьютерного прогнозирования полных профилей развала были предложены для взрыва одиночных сфери-

ческих и цилиндрических зарядов [3, 19, 39]. В начале 80-х годов появляются компьютерные методы прогнозирования профилей развала для многорядного взрывания, одним из первых был метод, предложенный автором совместно с О.Н. Либерцевым [22]. Однако в силу ряда причин исследования были прерваны на несколько лет, и первые законченные системы прогнозирования профилей развалов были разработаны в США, Австралии и Канаде [40, 42-44]; близкий к [22] способ был предложен И.Ф. Жариковым [14]. Большая часть методик включает два основных этапа - набор скоростей и формирование развала; первый из них наиболее подробно рассмотрен в книгах [8, 38], второй - в работах [3, 44]. Так как замедления оказывают различное влияние на дальность выброса на разных стадиях формирования развала, то и выводы о роли замедлений зависят от того, каким стадиям уделяется большее внимание.

Поэтому ставится задача разработки метода прогнозирования профилей развалов, позволяющего учитывать влияние времен замедления на всех стадиях выброса и выбирать наборы интервалов замедлений для конкретных условий. Прежде всего, остановимся подробнее на самом процессе формирования развала разрыхленной массы. Академик В.В. Ржевский разделил разрушенные породы по структуре и форме откосов уступов на три группы (табл. 1, в классификацию В.В. Ржевского добавлены полученные нами механизмы разрыхления и зависимости коэффициента разрыхления от удельного расхода ВВ).

Проведенные исследования позволили установить механизмы разрыхления и зависимости коэффициента разрыхления (Кр) от удельного расхода ВВ для каждой группы пород, а также соотношения пород различных групп в зависимости от схем взрывания (табл. 2).

Исходя из выявленных особенностей формирования развала при порядной схеме взрывания, примем следующую схематизацию процесса [21].

1. Распространение волн напряжений, трещинообразование, набор начальной скорости под действием волны. Время действия -единицы миллисекунд.

2. Разгон под действием продуктов взрыва, взаимодействие слоев породы, отбиваемых различными рядами скважин. Время действия - десятки (до 100-150) миллисекунд.

3. Разделение массива на части, перетирание кусков, инерци-альное движение с торможением из-за внутреннего трения и трения на нижней границе зоны полного разрушения. Время действия -десятки и первые сотни миллисекунд.

Независимый разлет кусков, падение кусков в развал, осыпание развала. Время действия - сотни миллисекунд (до 2-3 с).

Из этой схемы видно, что многие процессы происходят одновременно и влияют друг на друга, однако строго описать эти влияния затруднительно. Поэтому в схему введены эмпирические зависимости, коэффициенты в них подбираются на основании сравнения экспериментальных и расчетных профилей

развала для короткой обучающей выборки, состоящей из 5-6 взрывов с существенно различающимися параметрами БВР.

Для вычисления начальной скорости vB, определяемой волнами напряжений (ВН), массив разбивается на квадратные ячейки (при высоте уступа Hy = 10-15 м величина ребра составляет 1 м). В центре ячейки вычисляется компонента скорости смещения, направленная перпендикулярно к плоскости ряда скважин; в качестве vB используется максимальные значения скорости, усредненные по линиям, параллельным плоскости ряда скважин.

В основу метода расчета второго этапа положены уравнения, предложенные Д.М. Бронниковым [8] для описания процесса набора скоростей при взрыве одного ряда скважин. Эти уравнения были распространены на случай многорядного взрывания (рис. 1, а), для этого в расчетах учитывается совместное действие продуктов взрыва (ПВ) во всех рядах скважин. Для описания расширения продуктов взрыва используются адиабаты, состоящие из двух кривых вида [35] РУ^= const, где V - удельный объем ПВ. Также методика была дополнена учетом трения и истечения ПВ через устья скважин и соединяющие их трещины; истечение ПВ описывается как истечение из сопла. Этот подход позволяет провести простую механическую аналогию с движением шаров, соединенных пружинками (рис. 1, б). В моменты взрывов перерезаются нитки, стягивающие пружинки, и шарики начинают двигаться по шероховатой поверхности, причем жесткость пружинок постепенно ослабевает (истечение ПВ).

Данная методика предполагает, что скорость, определяемая ВН, имеет одинаковое (среднее) значение по всему слою, отбивае-

мому одним рядом скважин. В то же время исследования многих авторов, например [44], показывают, что наибольшая начальная скорость

V,

V3 у2у1 У1 У1 У1

б)

Рис. 1. Схема сдвижения взорванной породы при порядном взрывании

расположенные в щели по линии скважин, разгоняют первый слой, он догоняет второй и подталкивает его. Второй слой догоняет третий, третий - четвертый и т.д., за это время затормозившийся первый слой за счет расширения ПВ снова разгоняется и догоняет второй, и процесс повторяется снова.

Соударения считаются упругими, но каждый слой тормозится за счет сил трения. Очевидно, что подобное рассмотрение движения породы по слоям имеет смысл лишь для первого ряда, так как порода, расположенная за первым, вторым и т.д., рядами испытывает давление ПВ с обеих сторон и быстро сжимается до исходной ширины; при этом все слои приобретают примерно одинаковую скорость.

Решение данной задачи проводилось для трехрядного взрывания при следующих условий: тз = 20 мс; a = Ь = 5 м; Ну=15 м; 1з = 8 м; dз = 214 мм; удельный расход ВВ составлял q= 0,76 кг/м3. В расчетах значения dcp в диапазоне от 20 до 50 см, графики скоростей смещения показаны на рис. 2, а. а б

Рис. 2. Скорости сдвижения свободной поверхности (VI) и породы, отбиваемой следующими рядами скважин^2 и v3) при постоянной (а) и возрастающей к свободной поверхности (б) толщине слоев

Рис. 3. Экспериментальный график нарастания скорости сдвижения [45]

Рис. 4. Скорости смещения слоев породы, расположенной перед первым рядом скважин

Для второго и третьего слоев У2 и Уз - это средние скорости всего слоя, отбиваемого соответствующим рядом скважин; у1 - это скорость последнего (самого ближнего к свободной поверхности) слоя. Пожалуй, самая интересная особенность полученных графиков - ступенчатое возрастание скорости свободной поверхности. Впервые ступенчатое возрастание было зафиксировано в опытах Петкова, Атчисона и Дюваля [45] (рис. 3), но не получило объяснения. Отметим что, количество ступенек на рис. 2, а и 3 примерно одинаково.

Для значений в диапазоне от 20 до 50 см количество ступенек колебалось случайным образом от 4 до 8; максимальные значения сдвижения свободной поверхности и породы, отбиваемой вторым и третьим рядами скважин, также варьировали случайным образом в пределах (5-7)%, размах вариаций скоростей в одинаковые моменты времени (заштрихованные области

на рис. 2) достигали (7-10) %. Длительность периода нарастания скоростей до максимума менялась случайным образом почти в 2 раза. Единственная тенденция, которую можно выделить, это некоторое (не очень устойчивое) увеличение скорости свободной поверхности с уменьшением толщины слоев (повышением степени дробления). Таким образом, случайный характер дробления определяет и некоторую случайную составляющую скорости сдвижения и, соответственно, формы развала; в среднем лучшему дроблению отвечает и большая дальность выброса.

На рис. 4 показаны графики изменения скорости во времени для первого и пятого слоев (от линии скважин). Видно, что внутренние слои на участке возрастания скоростей претерпевают множество скачкообразных изменений скорости сдвижения (далеко не

все из них показаны на рисунке). В дальнейшем на участке спада скоростей имеет место монотонное увеличение скоростей сдвижения от линии скважин до свободной поверхности, говоря словами М. Кука [17], реализуется "модель расширяющейся Вселенной". Подобное распределение скоростей приводит к растяжению слоя породы, расположенного перед первым рядом скважин. Результаты этих расчетов подтверждают ранее сделанный автором вывод [37] о том, что разуплотнение за счет растяжения охватывает лишь ближний к поверхности слой и значения коэффициентов разрыхления (КР), близкие к КР полностью разрыхленной массы, достигаются только у тех участков, которым предстоят осыпание и разлет.

На втором этапе проводились расчеты с изменяющейся толщиной слоев. Средний размер кусков на заданных расстояниях от линии скважин определялся с помощью критерия дробления [36]. Ширина каждого слоя подбиралась таким образом, чтобы соблюдалось условие dJ = dcp(/j + dj/2), где dJ - ширина _)-того слоя; Ц - расстояние от линии скважин до j-того слоя; dcp(x) - усредненный по участку между скважинами средний размер кусков на расстоянии х от линии скважин. Кривые изменений у1, у2 и у3 для тех же условий, что и в предыдущем случае показаны на рис. 2, б. Качественных различий между этими двумя случаями нет; основные отличия заключаются в большем количестве (9-13) ступенек, меньших вариациях максимальных скоростей и еще большем разбросе длительности периода нарастания скоростей сдвижения (до 3 раз). Этот вывод, возможно, объясняет столь разные значения длительности нарастания скоростей сдвижения, полученные экспериментально разными авторами [12, 26, 34, 38]. Также были проведены расчеты для маловероятного (но возможного при снижении крепости пород от линии скважин к свободной поверхности) случая обратного распределения толщины слоев. В этой ситуации количество ступенек сокращается до 2-5, а вариации максимальных скоростей сдвижения возрастают. Таким образом, в наиболее вероятном случае возрастания размеров кусков с удалением от зарядов ВВ количество ступенек велико и размеры их малы, поэтому в большой части экспериментов ступенчатый характер возрастания скорости может быть малозаметен (особенно при малой скорости киносъемки). Однако в отдельных случаях могут наблюдаться резкие изменения скорости сдвижения и связанные с ними большие вариации

ее максимального значения. То есть случайный характер распределения кусков различных размеров в разрушаемом массиве определяет появления непонятных "языков" и впадин на границе развала.

Вернемся к оценке влияния интервалов замедления на параметры развала взорванной породы. В наибольшей мере оно должно сказываться на двух этапах сдвижения - при наборе скоростей за счет передачи импульса от расширяющихся ПВ соседним слоям породы и при формировании развала, когда уже упавшие куски перегораживают дорогу находящимся в движении. Для оценки первого явления были проведены две серии расчетов - при постоянных временах замедления и при возрастающих от первого ряда к последнему. При этом все остальные параметры ВР оставались неизменными. Результаты

а)

О 10 20 30 40 50 Т3,МС

б)

О 40 80 120 160 1;,МС

Рис. 5. Влияние интервалов замедлений на скорости сдвижения: а - зависимость у.шах от интервалов замедлений (т/ = Тз2 = Тз3 =...); б - скорости сдвижения при наборе замедлений 1-1-10-35-50-50-70

расчетов для 8 рядов представлены в табл. 3. Как видно из таблицы, при малых т3 взаимное влияние рядов очень существенно сказывается на скоростях сдвижения: задние ряды подталкивают передние, но сами тормозятся; при тз > 50 мс движение всех слоев породы происходит независимо друг от друга. В целом оказывается (рис. 5, а), что скорость движения свободной поверхности (VI) убывает с ростом тз, четвертого и последующих слоев породы - увеличивается, а у второго и третьего - имеет минимум при некоторых средних замедлениях.

При некоторых соотношениях времен замедлений (рис. 5, б) расчеты показывают пульсации скоростей сдвижения породы, расположенной за третьим и последующими рядами скважин. Причина колебательных движений понятна из анализа мехнанической модели с шариками (рис. 1, б). Экспериментально проверить вывод о пульсациях скорости в глубине взрываемой породы затруднительно, косвенным подтверждением является "многогорбость" развалов при некоторых параметрах ВР, особенно при применении подпорной стенки [7, 27, 41].

Непосредственно оценить по данным табл. 3, какие замедления следует использовать для повышения эффективности взрыво-

доставки достаточно сложно. Если соотношение высоты уступа Ну к необходимой дальности направленного перемещения LP достаточно велико, то большая часть породы, отбиваемой первым рядом скважин, при любой скорости попадет за контур будущего отвала, и главная задача состоит в повышении скоростей сдвижения второ-го-третьего и более дальних слоев породы. Если Ну / LP мало (именно такая ситуация имела место на разрезе "Октябрьский", для условий которого проводились расчеты), то в первую очередь нужны высокие скорости первого и второго рядов скважин. Кроме того, влияние т3 на величину сброса КСБР = УСБР / УР (где УСБР - объем породы, сброшенной в отвал силой взрыва; УР - общий объем взрываемой породы) одними скоростями сдвижения не исчерпывается, при больших замедлениях движению кусков мешает образующийся развал. Также необходимо обеспечить достаточные для эффективной работы выемочного оборудования качество дробления и отрыва от целика. Для обеспечения требуемого качества дробления необходимы такие замедления, при которых, с одной стороны, по всей или почти всей высоте уступа успевают образоваться поверхности обнажения, а, с другой стороны, трещины, образованные взрывом предыдущего ряда, не успеют расшириться до такой степени, чтобы воспрепятствовать распространению волн напряжений. К сожалению, несмотря на множество попыток теоретического определения оптимальных интервалов замедления для дробления, до сих пор возможна лишь приближенная оценка тз снизу, а оптимальное значение тз подбирается эмпирическим путем. Для зарядов диаметром

~200 мм в известняках разреза "Октябрьский" оптимальное значение т3 составляет примерно 40-50 мс. Хороший отрыв от целика при очень малых интервалах замедления не может быть обеспечен из-за слишком низких скоростей последних слоев породы. Таким образом для выбора значений т3, обеспечивающих наибольший сброс породы в отвал при соблюдении всех сопутствующих требований, необходимо построение полных профилей развала.

Для учета процессов, происходящих на третьем этапе формирования развала, в методику построения профилей развала введено два положения, основанных на экспериментальных данных, полученных автором и другими исследователями [4, 20, 34] при скоростной киносъемке. Для выбора численных коэффициентов исполь-

зовались экспериментальные данные, полученные О.Н. Либерце-вым [20].

1. Величина начальной скорости сдвижения изменяется по высоте уступа, причем она максимальна на уровне центра заряда ВВ, уменьшается к кровле уступа и падает до нуля на уровне подошвы уступа.

2. Угол наклона вектора начальной скорости к горизонту является вероятностной величиной, причем ее мода возрастает, а дисперсия падает с увеличением номера ряда. Это объясняется многократными столкновениями кусков и помехами, создаваемыми сдвижением предыдущих рядов скважин.

Для расчета последнего этапа формирования развала массив разбивается на пр + 2 слоя (пр - количество рядов скважин), причем первый из них представляет собой навал разрушенной породы перед первым рядом скважин, а последний -разрушаемый объем породы за последним рядом. На массив "накладывается" сетка с ячейкой 1x1 м и вычисляется, какая доля площади каждой ячейки принадлежит соответствующему слою. Эта площадь разбивается на 30 "кусков", имеющих различные углы разлета (0-3°, 3-6°, ..., 8790°), и по параболическим формулам определяется его положение в данный момент времени. Если кусок оказывается ниже верхней кромки развала, то считается, что он упал в развал и его площадь с учетом коэффициента разрыхления складывается с уже сформированным к тому моменту времени развалом, причем место падения куска представляет собой интервал между точками, соответствующими крайним значениям углов данного интервала. Последний слой, в отличие от всех остальных, разбивается на две части, из которых одна сползает под действием силы тяжести вниз, а другая - разлетается в обратную сторону. Когда последний кусок оказывается в развале, расчет прекращается.

Если бы в процессе образования развала не происходило его осыпания, то на его поверхности наблюдались бы неровности с крутыми углами. Неровности можно разделить на два типа. Во-первых, это концентрация разрушенной породы около мест расположения центров тяжести мест падений кусков, принадлежащих к определенному ряду. Во-вторых, это непрерывный рост случайно появившихся неровностей в ходе формирования развала (т.е. у каждой крупной неровности формируется "тень"). Поэтому для получения правильных форм развалов необходимо учесть осыпание.

Предельный угол откоса зависит от степени связности, гранулометрического состава и качества смешения фракций взорванной массы. При достаточных больших удельных расходах и порядных схемах взрывания основная часть разрушенной породы полностью разрыхлена и ее можно уподобить сыпучему грунту, обладающему малой степенью связности. Тогда предельный угол откоса у близок к углу внутреннего трения и может быть найден по формуле [37] у = 55°- агС§ п, где п - показатель однородности дробления [46]. Полученные значения (39-40°) оказались достаточно близкими к углу откоса экскаваторных отвалов (в среднем 38°). При таких больших углах откоса поверхность скольжения близка к прямой, поэтому можно считать, что куски, выступающие за линию естественного откоса, будут осыпаться равномерно по локальному откосу. Точный расчет процесса осыпания при большом количестве близкорасположенных неровностей очень сложен и требует больших затрат компьютерного времени, поэтому предлагаются два упрощенных подхода. Согласно первому подходу в местах превышения угла естественного откоса поверхность отвала сглаживается; согласно второму подходу куски, попавшие на слишком крутые участки развала, скатываются до ближайшей ямы (на пиках - в сторону движения). В настоящее время реализован первый подход, что иногда приводит к чрезмерному сглаживанию профиля развала. Построенные с помощью этого метода профили развала показаны на рис. 6.

Рис. 6. Расчетные профили развалов: а - исходное положение; б - при т3 =10 мс;

в - при т3 =50 мс; г - при наборе замедлений 10-10-20-35-35-50-50 мс; 1 - откос будущего отвала; 2 - скважины; 3 - неубранная порода от предыдущего взрыва

Расчеты показали, что при больших замедлениях (т3 > 35-40 мс) формирующийся развал оказывает существенное влияние на движение породы, отбиваемой задними рядами скважин; при хорошем отрыве от целика порода не имеет возможности попасть за контур отвала. Наилучшее соотношение между объемом сброса и смещением породы в районе последнего ряда скважин получается при возрастающих временах замедления. Однако этот вывод имеет силу только при малых значениях отношения Ну / LP. При высоких значениях Ну / LP существенных различий между возрастающими и большими интервалами замедлений по величине КСБр не отмечается. Вероятно, силу этой причины на угольных разрезах США при использо-

Рис. 7. Профили развалов при опытно-промышленных взрывах: а - при тз=10 мс; б - при тз=50 мс; в - при наборе замедлений 10-20-35-50-50-85 мс; 1 - "хвосты" обогатительной фабрики, размещенные в выработанном пространстве

вании взрыводоставки увеличивают замедления против обычных значений, принятых при взрывах на дробление [5, 41, 42].

Для проверки предлагаемой методики использовались результаты серии опытно-промышленных взрывов с различными временами замедлений, проведенных на разрезе "Октябрьский". За период испытаний было взорвано 7 опытных блоков общим объемом 252 тыс. м3 при удельном расходе ВВ 0.65 - 0.7 кг/м3. Результаты опытов приведены в табл. 4 и рис. 7. Как видно из сравнения рис. 6 и 7, расчетные и фактические профили развалов достаточно близки между собой, наибольшие расхождения отмечаются при тз = 50 мс, по-видимому, на расчетный профиль оказал существенное влияние упрощенный метод учета осыпания.

Так как в опытах количество рядов колебалось от 4 до 8, а ширина заходки (В) от 17 до 39 м, то сравнение эффективности взрыводоставки лучше проводить по значениям объема сброса УСБр, а не коэффициента сброса, зависящего от общий ширины заходки. Оценка дробления производилась по значениям коэффициента разрыхления; так как при порядном взрывании большая часть пород полностью разрыхлена, то Кр убывает

63

с повышением степени дробления. Дополнительной проверкой данных о качестве дробления служили экспертные оценки машинистов экскаваторов; их оценки совпали с оценками, полученными по значениям Кр. Данные табл. 4 показывают, что взрывание с возрастающими временами замедления оказалось оптимальным сразу по трем параметрам - объему сброса, отрыву от целика (глубина впадины достигала 10 м) и качеству дробления.

В 2003 г. данная технология испытывалась в Кузбассе на разрезах «Сибиргинский» и «Междуреченский», было получено заметное увеличение объема сброса при неизменном расходе ВВ, но фактический эффект в 1,5-2 раза уступал расчетному. Главная причина расхождений состояла в применяемой в настоящее время технологии инициирования - во всех скважинах использовались внут-рискважинные замедлители с временем задержки 400-500 мс и разбросом до 20-40 мс. Разброс времени замедления не позволил в полной мере реализовать эффект "подталкивания". Наибольший эффект от применения разработанной технологии ожидается при переходе на электронное инициирование, позволяющее реализовывать с высокой точностью проектные замедления и учитывать локальные особенности строения массива.

---------------------------------------------- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Адушкин В.В., Перник Л.М. Моделирование направленных взрывов при сооружении набросных плотин// Взрывное дело.- № 82/39, - М.: Недра, 1980. - С.5-17.

2. Азаркович А.Е., Шуйфер М.И., Покровский Г.И., Лушнов Н.П. Дробление скальных массивов взрывом в практике гидротехнического строительства. - М.: Энер-гоатомиздат.- 1993.- 144 с.

3. Баранов Е.Г., Семенюк Е.А. Прогнозирование размеров воронки при взрыве на выброс с помощью результатов расчета метания симметричных оболочек// ФТПРПИ.- 1984.- № 2.- С.46-52.

4. Баранов Е.Г., Тангаев И.А., Додис Я.М. Некоторые особенности деформации массива при многорядном короткозамедленном взрывании// Физика и механика разрушения горных пород взрывом. - Фрунзе: Илим, 1970. - С.55-58

5. Барон В.Л., Кантор ВХ. Техника и технология взрывных работ в США. -М.: Недра, 1989. - 376 с.

6. Башкуев Э.Б. Исследование применения направленных взрывов сосредоточенными зарядами выброса на открытых горных работах: Автореферат дис. ... канд. техн. наук/ МГИ. - М.: 1969. - 20 с.

7. Борзенков Л.А., Пешков А.А. Качество взрывоподготовки горной массы в карьере Лебединского ГОКа// Эффективные направления развития открытых горных работ. - М.: изд. ИПКОН, 1982. - С.90-96.

8. Бронников ДМ, Бурцев Л.И., Медведев Г.Н. Взрывная доставка руды в шахтах. - М.: Недра, 1972. - 104 с.

9. Бурлуцкий Б.Д., Цветков Ю.П. Оптимизация коэффициента сброса при бестранспортной системе разработки// Уголь. - 1982. - № 8. - С. 24-26.

10. Буровзрывные работы на угольных разрезах/ Н.Я. Репин, В.П. Богатырев, В.Д. Будкин и др.- М.: Недра.- 1987.- 254 с.

11. Виницкий К.Е., Шушкина О.Н., Ленанин НЮ. Взрывоэкскавационный способ укладки вскрышных пород в выработанное пространство// Научные сообщения ИГД, вып.№ 194, М. - 1981. - С. 129-136.

12. Додис Я.М. Некоторые результаты моделирования процесса перемещения горной массы при короткозамедленном взрывании// Сейсмика и взрывное разрушение горных пород.- Фрунзе: Илим, 1974. - С. 18-28.

13. Докучаев М.М., Родионов В.Н., Ромашов А.Н. Взрыв на сброс. - М.: Изд-во АН СССР, 1963. - 108 с.

14. Жариков И.Ф., Мартьянов ИЮ., Кириллов М.А. Теоретическое моделирование сброса пород взрывом// Научные сообщения ИГД им. А.А.Скочинского. -вып.300 - М., 1994. - С. 184-192.

15. Жариков И.Ф., Симаков А.А. О возможности повышения коэффициента сброса при взрывном перемещении вскрышных пород// Научные сообщения ИГД им.

A.А. Скочинского. - вып.238 - М., 1985. - С.23-30.

16. Кудинов В.В., Хильченко Н.В. Возможность применения взрывов на сброс скальных пород в карьерах// Разработка рудных месторождений. - 1990. - № 49, С. 4046.

17. Кук М.А. Наука о промышленных взрывчатых веществах. - М.: Недра, 1980. - 456 с.

18. Кутузов Б.Н. Проблемы взрывного разрушения скальных пород в горной промышленности// Горный журнал.- 1997. - № 10. - С. 31-33.

19. Кушко А.А. Определение профиля развала при взрыве скважинного заряда в уступе// Разработка рудных месторождений. - 1977. - № 23, С. 44-48.

20. Либерцев О.Н. Увеличение объемов перемещения пород вскрыши энергией взрыва при бестранспортной системе разработки: Автореферат дис. ... канд. техн. наук/ ЛГИ. - Л.: 1985. - 20 с.

21. Либерцев О.Н., Цирель С.В. Влияние времени замедления на формирование развалов взорванной породы// ФТПРПИ. - 1992. - № 4. - С.73-79.

22. Либерцев О.Н., Цирель С.В. Метод расчета профилей развала при многорядном короткозамедленном взрывании// Горючие сланцы. - 1985.- № 2/1. - С. 36-41.

23. Мадринкевич В.Н. К расчету группового взрывания скважинных зарядов выброса в грунтах// Высокоэнергетическая обработка материалов. - Днепроперовск, 1995. - т.2. - С. 94-100.

24. Механический эффект подземного взрыва / В.Н. Родионов, В.В. Адушкин,

B.Н. Костюченко и др. - М.: Недра, 1971. - 224 с.

25. О применении минных зарядов выброса при горновскрышных работах/ О.Б. Кортелев, А.Н. Кочанов, И.М. Сырников, Е.И. Шемякин// Разрушение взрывом и необратимые деформации горных пород. - М.: изд. ИГД, 1997. - С. 20-28.

26. Ракишев Б.Р. О начальной скорости сдвижения откоса уступа при зарядах рыхления// Изв. вузов. Горный журнал.- 1971. - № 1. - С. 49-54.

27. Ракишев Б.Р. Прогнозирование технологических параметров взорванных пород на карьерах// Алма-Ата: Наука. - 240 с.

28. Репин Н.Я. Подготовка и экскавация вскрышных пород угольных разрезов.

- М.: Недра, 1978. - 256 с.

29. Ромашов А.Н. Особенности действия крупных подземных взрывов. - М.: Недра, 1980. - 243 с.

30. Ромашов А.Н., Сухотин А.П., Симонян С.А. Влияние интервалов замедления на объем воронки при взрывах на выброс// Реферативная информация о передовом опыте.- М.: изд. Минмонтажспецстрой, 1972. - серия V. - № 7. - С.18-21.

31. Спиридонов И.Г. Некоторые вопросы взрывания на выброс в грунтах// Взрывное дело. - № 47/4, М.: Госгортехиздат, 1961. - С. 140-156.

32. Справочник. Открытые горные работы/ К.Н. Трубецкой, К.Е. Виницкий, Н.Н. Мельников и др. - М.: Недра, 1994.- 590 с.

33. Ташкинов А.С. Методическое обеспечение задач управления качеством взрывной подготовки при открытой угледобыче// Уголь. - 1992. - № 1. - С. 24-26.

34. Ткачук Н.И., Ткачев С.И. Исследования действия колонкового заряда с использованием скоростной киносъемки// Изв. вузов. Горный журнал. - 1966. - № 4. -

C.57-62.

35. Физика взрыва. Под ред. К.П.Сганюковича. - М.: Наука, 1975. - 704 с.

36. Цирель С.В. К вопросу о дроблении горных пород взрывом// Разрушение взрывом и необратимые деформации горных пород. - М.: изд. ИГД, 1997. - С. 82-100.

37. Цирель С.В. К вопросу о разрыхлении разрушенных и сыпучих горных пород// Горный инф.-анал. бюллетень. - 1997. - Вып.1. - С. 138-147.

38. Черниговский А.А. Применение направленного взрыва в горном деле и строительстве.- М.: Недра, 1979, 319 с.

39. Черри Дж. Машинный расчет воронок, образующихся при взрыве. - Механика. - № 6. - М.: Мир, 1967.

40. Chiappetta R.F., Shihara H.N., Worsey P.N. Design of overburden casting by blasting-resent developments// J. Min. Metal. Fuels. - 1990. - V.38. - № 9. - P. 194-208.

41. Chironis N.P. Overburden by blasting// Coal age.- 1975.- V.85. - № 5. - P.172-

180.

42. Computer simulated blasting// World Mining Equipment.- 1986. - V.10. - № 6. -

P.36.

43. Cook J.D., Cutchen D. General requirement for effective overburden casting// Proc. conf. on Explosives and Blasting Technique. - Austin Texas: ANON, 1994. - P.517-521.

44. Favreau R.-F. Developpement et utilisation du programme de simulation de tir "BLASPA".// Industrie Minerale. - 1984. - V.66. - № 2. - P. 51-58.

45. PetkofB, Atchison T.C., Duvall W.I. Photographic observations of quarry blasts.

- Bureau of Mining. Report of investigations. № 5849. - Washigton, 1961.

46. Tsirel S. V. Methods of granular and fragmented material packing density calculation// Int. J. Rock Mech. Sci. & Geomech. Abstr. - 1997. - V.34. - № 2. - P. 263-272.

— Коротко об авторах ---------------

Цирель С.В. - BНИМИ, Санкт-Петербург.

© С.А. Шустерман