Схемы инициирования зарядов для обеспечения высокопроизводительной работы цикличного звена ЦПТ

News of the Ural State Mining University 3

УДК 622.235 РО! 10.21440/2307-2091-2017-3-76-79

СХЕМЫ ИНИЦИИРОВАНИЯ ЗАРЯДОВ ДЛЯ ОБЕСПЕЧЕНИЯ ВЫСОКОПРОИЗВОДИТЕЛЬНОЙ РАБОТЫ ЦИКЛИЧНОГО ЗВЕНА ЦПТ

С. Н. Жариков, В. А. Кутуев

Charge initiation schemes for ensuring high-performance operation of cyclic-flow technology cyclic link

S. N. Zharikov, V. A. Kutuev

The authors consider the issue of ensuring the quality of crushing rock mass by drilling and blasting method for high productivity of a cyclic link of a cyclic-flow technology complex. The article contains recommendations for calculating certain parameters of drilling and blasting operations, such as the width of the retaining wall Bp s, the collapse with account for the retaining wall Br, the width of the collapse of the rock mass Bf when blasting onto a free surface (for the first row of vertical wells and for the first series of inclined wells), the width of the collapse from the first series of wells Br the deceleration time t, the coefficient kp that takes into account the incline angle of wells p to the horizon. The authors prove the expediency of using a retaining wall in explosions of technological blocks. The authors raise the question about the management of detonation characteristics of explosives produced in the field of application for the most rational impact of an explosion on a rock massif. Since the technological schemes for preparing the rock mass to the excavation, which ensure the high-performance operation of the cyclic link of the cyclic-flow technology, can be different, then the choice of a specific drilling and blasting circuit is depends on the geological conditions and elements of the development system. As a preliminary method of breaking, one can consider the explosion of charges along the diagonal (diagonal blasting schemes) on the retaining wall. This method provides sufficient reliability of technological explosions, and with the development of modern means of blasting with decelerations between charges of more than 67 ms, there are nearly no back emissions.

Keywords: mining technology; drilling and blasting operations; explosion; charge initiation schemes; explosives.

Рассмотрен вопрос обеспечения качества дробления горной массы буровзрывным способом для высокой производительности цикличного звена комплекса циклично-поточной технологии. Приведены рекомендации по расчету некоторых параметров буровзрывных работ, таких как ширина подпорной стенки Вп с, развал с учетом подпорной стенки Вр, ширина развала горной массы Вф при взрывании на свободную поверхность (при первом ряде вертикальных скважин и при первом ряде наклонных скважин), ширина развала от первого ряда скважин В1, время замедления т, коэффициент учитывающий угол наклона скважин р, град, к горизонту. Отражена целесообразность применения подпорной стенки при взрывах технологических блоков. Поставлен вопрос об управлении детонационными характеристиками взрывчатых веществ, изготовляемых в местах применения, для наиболее рационального воздействия взрыва на горный массив. Так как технологические схемы подготовки горной массы к выемке, обеспечивающие высокопроизводительную работу цикличного звена циклично-поточной технологии, могут быть различны, то выбор конкретной схемы буровзрывной отбойки определяется геологическими условиями и элементами системы разработки. В качестве предварительного способа отбойки можно рассматривать взрывание зарядов по диагонали (диагональные схемы взрывания) на подпорную стенку. Данный способ обеспечивает достаточную надежность технологических взрывов, а с развитием современных средств взрывания при замедлениях между зарядами более 67 мс обратные выбросы в большинстве случаев исключены.

Ключевые слова: технология горных работ; буровзрывные работы; взрыв; схемы инициирования зарядов; взрывчатые вещества.

Для высокой производительности циклично-поточной технологии (ЦПТ) буровзрывные работы должны обеспечивать достаточное качество дробления горной массы при минимальном сейсмическом эффекте. Указанная задача на практике решается применением при отбойке выемочных блоков короткозамедленного взрывания (КЗВ), при нем сейсмический эффект значительно снижается, а схемы последовательности подрыва зарядов обеспечивают направленное действие взрыва в зависимости от условий расположения забоев. При этом применяются следующие основные схемы взрывания, указанные в таблице [1].

Выбор схемы взрывания для конкретных условий зависит от технологических требований к результатам взрыва и связан с решением следующих основных задач взрывной отбойки: организация дополнительных свободных поверхностей для нормальной работы зарядов (врубовые схемы); создание взрывом зарядов первой серии по контуру выемочного блока экрана из взорванной горной массы для снижения техногенного воздействия на законтурный массив; закрытие (схлопывание) естественных трещин для организации наиболее равномерного радиуса работы зарядов (наилучший эффект достигается при подвижке массива вкрест простирания трещин) [2].

Следует отметить, что, как правило, выбор схем взрывания осуществляется при отсутствии информации о естественном состоянии горного массива в границах выемочных блоков (коэффициент структурного ослабления горных пород, направление трещин). Поэтому для снижения повышенного выхода энергии в направлении откоса уступа применяют подпорную стенку из ранее взорванной горной массы. Однако при этом способе возможен обратный выброс горной породы на вышележащий уступ. В связи с этим оптимальным вариантом при подпорной стенке являются диагональные схемы, которые обеспечивают четкую линию отрыва за последним рядом скважин и минимальное за-колообразование в тыл массива. Обратные выбросы в этом случае исключаются путем подбора оптимального времени замедления между зарядами.

Ширину подпорной стенки можно определить согласно:

В = кШ

пс р

V

где кр - коэффициент разрыхления горной массы (1,05-1,2); Ш - линия сопротивления по подошве, м; ки в - эмпирический коэффициент, учитывающий использование энергии взрыва на дробление и перемещение горной массы. В зависимости от величины удельного расхода ВВ этот коэффициент колеблется в пределах 0,04-0,2; е - удельная теплота взрыва, Дж/кг; Е - модуль упругости взрываемой горной массы, Па; асж - предел прочности пород при одноосном сжатии, Па.

Развал с учетом подпорной стенки:

^ (Bn )m(kW + Вп с

\

В с mJ

/

где Вп с - предельная ширина подпорной стенки, при которой отсутствует развал горной массы. На основании опытных данных ее величина зависит от крепости пород и принята равной:

Коэффициент крепости..........................

Предельная ширина подпорной стенки, м .

17-20 10-17 4-10 45 40 30

Ширина развала горной массы Вф при взрывании на свободную поверхность:

Основные схемы короткозамедленного взрывания [1].

Группы и варианты схем

Условия применения

Схемы

Продольные

Порядные Фронтальный забой, подобранный откос уступа, легковзрываемые породы

последовательные

11111111! I Ii 111

0 сГ c/d d d d d d d 50 d & cT d cf d dd d 100 ödddddddd

•150 6 tfcfciödddd мс

1

Порядные врубовые

Фронтальный забой, подобранный и неподобранный откосы уступа, не менее трех рядов скважин, породы средней и ниже средней взрываемо-сти, необходимость уменьшения развала

Порядные врубовые

Траншейный забой, легковзрываемые породы

Порядные последовательные

Поперечные

Фронтальный забой, подобранный и неподобранный откосы уступа, не менее четырех рядов скважин, породы средней и ниже средней взрывае-мости, откос уступа обнажен во фланге

Траншейный забой, подобранный откос уступа, небольшая протяженность взрываемого блока, породы средней и ниже средней взрываемости

Порядные последовательные

Порядные врубовые

Фронтальный забой, подобранный и неподобранный откосы уступа, породы средней и ниже средней взрываемости, не менее четырех рядов скважин, необходимость уменьшения развала

Диагональные

Фронтальный забой, подобранный и неодобранный откосы уступа, сложное строение массива, не менее четырех рядов скважин, имеется ограничение по сейсмическому эффекту

Фронтальный забой, подобранный и неподобранный откосы уступа, сложное строение массива, не менее четырех рядов скважин, имеется ограничение по сейсмическому эффекту

0 100 200 мс

M.l.l.l.l.l.l.lilil.l

100 0 100 мс

I ill bli I 1i Ii Ii Ii i | 'I' I > I ' 1»III»I' I»

a = 30о

250 200 150 мс

|.|.l.l .1 .l.lilil.lihli 111 II ilil ill I ll til Li... 150_50 v . <x<v4<V4°4<\<\<\4

a = 60о ^15°

100 50

100 0 мс

Треугольные

Фронтальный забой, подобранный и неподобранный откосы уступа, труд-новзрываемые породы сложной структуры

Схемы с ломаной и кривой линиями одновременно взрываемых зарядов

SV//4

150 мс

ТЕХНИЧЕСКИЕ НАУКИ

S. N. Zharikov, V. A. Kutuev / News of the Ural State Mining University 3 (2017) 76-79

Треугольные Те же породы, но траншейный забой и подобранный откос уступа

Трапециевидные Фронтальный забой, подобранный и неподобранный откосы уступа, трудновзрываемые породы сложной структуры

Трапециевидные То же, но траншейный забой

Трапециевидные Фронтальный забой, неподобранный откос уступа, значительное число скважинных зарядов. Трудновзрываемые горные породы

filil.l.l.l.l.lililil liltlihlililillH

150

при первом ряде вертикальных скважин

вф = В + « -

при первом ряде наклонных скважин

Вф = В, + пЬ,

ф 1 р '

где В1 - ширина развала от первого ряда скважин; пр - количество рядов вертикальных скважин;

В= к к кН Л

1 з в В у V I пр'

ид

где кз - коэффициент дальности отброса горной массы, зависящий от принятого интервала замедления.

Время замедления, мс................................. 25 50 75

Коэффициент дальности отброса................... 0,9 0,85 0,8

Время замедления может быть ориентировочно рассчитано по выражению

т = Шк%,

где кт - коэффициент, учитывающий категорию пород по трещи-новатости (I - 6, II - 5, III - 4, IV - 3, V - 1,5-0,5); кв - коэффициент, характеризующий взрываемость пород, кв = 2-2,5; 2,5-3; 3,0-3,5 для трудновзрываемых, средневзрываемых, и легковзрываемых пород соответственно; Ну - высота уступа; кр - коэффициент, учитывающий угол наклона скважин (в, град) к горизонту;

кв = 1 + 0, 5Б1И (90° -Р).

Таким образом, при диагональной схеме взрывания на подпорную стенку задача управления качеством подготовки горной массы в основном может быть решена достаточно быстро. Значительное повышение эффективности буровзрывных работ в этом случае может быть достигнуто за счет научных исследований в следующих перспективных направлениях. В ИГД УрО РАН разработана методика экспрессного получения информации о прочностных свойствах горных пород, основанная на данных энергоемкости бурения взрывных скважин. Согласно этой методике, по трудности бурения взрывных скважин можно определять свойства горных пород по высоте уступа [3-7], что позволяет уточнять параметры скважинных зарядов и корректировать направления отбойки для лучшего

рн ропт ркр

Рисунок 1. Зависимость скорости детонации от плотности. 1 - для индивидуальных ВВ, 2 - для смесевых ВВ.

схлопывания естественных трещин. Также перспективу имеют исследования в области детонационных характеристик ВВ, изготовляемых в местах потребления [8-12]. Наглядно это можно продемонстрировать зависимостью скорости детонации от плотности ВВ (рис. 1).

При увеличении плотности смесевого ВВ до определенной оптимальной величины скорость детонации растет. При дальнейшем увеличении плотности в сторону критической величины скорость детонации начинает снижаться. В принципе описание явления представляется верным, однако форма кривой 2 для разных смесевых ВВ может значительно различаться. Тем не менее из рис. 1 следует, что для достижения наиболее высоких детонационных характеристик смесевых ВВ необходимо знать оптимальную плотность заряжания, которая определяется экспериментально. Таким образом, управляя детонационными характеристиками смесевых ВВ, можно добиться наиболее рационального воздействия взрыва на горный массив.

Технологические схемы подготовки горной массы к выемке, обеспечивающие высокопроизводительную работу цикличного звена ЦПТ, могут быть различны. Выбор конкретной схемы буровзрывной отбойки определяется геологическими условиями и элементами системы разработки. В качестве предварительного способа отбойки можно рассматривать взрывание зарядов по диагонали на подпорную стенку. Данный способ обеспечивает достаточную надежность технологических взрывов, а с развитием современных средств взрывания при замедлениях между зарядами более 67 мс обратные выбросы в большинстве случаев исключены.

ЛИТЕРАТУРА

1. Открытые горные работы: справочник / К. Н Трубецкой [и др.]. М.: Горное бюро, 1994. 590 с.

2. Жариков С. Н., Матухно Н. С. О шахматных сетках расположения скважин при ведении взрывных работ на карьерах // Взрывное дело. 2015. № 113-70. С. 218-223.

3. Исследование методов манипулирования горно-геологической информацией: отчет о НИР/ ИГД УрО РАН; рук. В. М. Аленичев. Екатеринбург, 2010. 208 с.

4. Жариков С. Н. Зависимость энергоемкости взрывания горных пород от энергоемкости их бурения // Горный журнал. 2009. № 6. С. 60-62.

5. Жариков С. Н. Определение крепости горных пород по параметрам процесса шарошечного бурения технологических скважин на карьерах // Горный журнал. 2010. № 7. С. 50-51.

6. Жариков С. Н., Шеменев В. Г., Кутуев В. А. Способы уточнения свойств горных пород при производстве буровзрывных работ // Устойчивое развитие горных территорий. 2017. Т. 9, № 1. С. 74-80.

7. Жариков С. Н., Шеменев В. Г. Методология оценки энергоемкости технологических процессов в цикле «буровзрывное дробление-механическое дробление-измельчение» при открытой разработке рудных месторождений // Горный журнал. 2013. № 10. С. 83-85.

8. Кутуев В. А. Изучение детонационных характеристик промышленного эмульсионного взрывчатого вещества порэмит-1А с использованием регистратора данных «DATATRAPII™» // ГИАБ. 2016. № S21. С. 101-109.

9. Меньшиков П. В., Синицын В. А., Маторин А. С., Котяшев А. А., Шеменев В. Г. Определение детонационных характеристик гранулитов и эмульсионных ВВ, изготавливаемых в условиях горных предприятий // ГИАБ. 2010. № 7. C. 298-301.

10. Кутуев В. А., Меньшиков П. В., Жариков С. Н. О методах исследования детонационных характеристик ВВ // Взрывное дело. 2015. № 113-70. С. 166-182.

11. Скорость детонации взрывчатых веществ. Методика измерений реостатным методом с использованием измерителя скорости детонации VOD Mate. СТО 01.01.004-2011. Екатеринбург: ИГД УрО РАН, 2011. 17 с.

12. Кутуев В. А. Выявление зависимости скорости детонации от времени газификации для промышленного эмульсионного взрывчатого вещества порэ-мит // Маркшейдерия и недропользование. 2017. Т. 1, № 3 (89). С. 42-45.

REFERENCES

1. Trubetskoy K. N. 1994, Otkrytye gornye raboty: spravochnik [Open pit mining: A Handbook], Moscow, 590 p.

2. Zharikov S. N., Matuhno N. S. 2015, O shahmatnyh setkah raspolozhenija skvazhin pri vedenii vzryvnyh rabot na kar'erah [About the chess grids of the location of wells during blasting operations on the quarries]. Vzryvnoe delo [Explosion technology], no. 113-70, pp. 218-223.

3. Alenichev V. M. 2010, Issledovanie metodovmanipulirovaniya gorno-geologich-

eskoy informaciey: otchet o NIR [Research of methods for manipulating mining and geological information: a report on research work], Ekaterinburg, 208 p.

4. Zharikov S. N. 2009, Zavisimost' energoemkosti vzryvaniya gornyh porod ot energoemkosti ih bureniya [Dependence of energy consumption of rock blasting on energy intensity of drilling]. Gornyi zhurnal [Mining Journal], no. 6, pp. 60-62.

5. Zharikov S. N. 2010, Opredelenie kreposti gornyh porod po parametram processa sharoshechnogo bureniya tehnologicheskih skvazhin na kar'erah [Determination of the strength of rocks according to the parameters of the process of roller drilling of technological wells in quarries]. Gornyi zhurnal [Mining Journal], no. 7, pp. 50-51.

6. Zharikov S. N., Shemenev V. G., Kutuev V. A. 2017, Sposoby utochneniya svoistv gornykh porod pri proizvodstve burovzryvnyh rabot [Methods for specifying the properties of rocks in the production of drilling and blasting operations]. Ustoychivoe razvitie gornykh territoriy [Sustainable mountain development], vol. 9, no. 1, pp. 74-80.

7. Zharikov S. N., Shemenev V. G. 2013, Metodologiya otsenki energoemkosti tehnologicheskih processov v tsikle «burovzryvnoe dioblenie-mekhanicheskoe droble-nie-izmel'chenie» pri otkrytoy razrabotke rudnykh mestorozhdeniy [Methodology for estimating the energy intensity of technological processes in the cycle "drilling and explosive crushing-mechanical crushing-grinding" with open development of ore deposits]. Gornyi zhurnal [Mining Journal], no. 10, pp. 83-85.

8. Kutuev V. A. 2016, Izuchenie detonatsionnykh kharakteristik promyshlennogo emul'sionnogo vzryvchatogo veshhestva poremit-IA s ispol'zovaniem registra-tora dannyh «DATATRAPII™» [Study of detonation characteristics of industrial emulsion explosive pore emit-1A using data logger "DATATRAPII ™"]. GIAB [Mining Informational and Analytical Bulletin], no. S21, pp. 101-109.

9. Men'shikov P. V., Sinitsin V. A., Matorin A. S., Kotyashev A. A., Shemenev V. G. 2010, Opredelenie detonacionnykh kharakteristik granulitov i emul'sion-nyh VV, izgotavlivaemykh v usloviyah gornykh predpriyatiy [Determination of detonation characteristics of granulites and emulsion explosives produced in mining enterprises]. GIAB [Mining Informational and Analytical Bulletin], no. 7, pp. 298-301.

10. Kutuev V. A., Men'shikov P. V., Zharikov S. N. 2015, O metodakh issledo-vaniya detonacionnykh kharakteristik VV [On methods for studying detonation characteristics of explosives]. Vzryvnoe delo [Explosion technology], no. 113-70, pp.166-182.

11. 2011, Skorost' detonatsii vzryvchatyh veshhestv. Metodika izmereniy reostat-nym metodom s ispol'zovaniem izmeritelya skorosti detonatsii VOD Mate. STO 01.01.004-2011 [Detonation velocity of explosives. Method of measurement by rheostat method using the VOD Mate detonation velocity meter. STO 01.01.0042011], Ekaterinburg, 17 p.

12. Kutuev V. A. 2017, Vyyavlenie zavisimosti skorosti detonatsii ot vremeni gazi-fikatsii dlya promyshlennogo emul'sionnogo vzryvchatogo veshhestva poremit [Detection of the dependence of the detonation velocity on the gasification time for an industrial emulsion explosive]. Marksheyderiya i nedropol'zovanie [Mine survey and subsoil use], vol. 1, no. 3(89), pp. 42-45.

Сергей Николаевич Жариков,

333vista@mail.ru

Вячеслав Александрович Кутуев

slavik1988@mail.ru

Институт горного дела УрО РАН

Россия, Екатеринбург, ул. Мамина-Сибиряка, 58

Sergey Nikolaevich Zharikov,

333vista@mail.ru

Vyacheslav Aleksandrovich Kutuev

slavik1988@mail.ru

Institute of Mining of the Ural Branch of the Russian Academy of Sciences Ekaterinburg, Russia