CC BY
54
В.И. Ляшенко, П.А. Кислый
ОБОСНОВАНИЕ СЕЙСМОБЕЗОПАСНОЙ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРУШЕНИЯ ГОРНОГО МАССИВА СЛОЖНОСТРУКТУРНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ
Дана оценка сейсмического действия взрыва на поверхностные объекты, район жилой застройки с учетом социального фактора. Описаны уровни снижения сейсмического действия взрыва при прохождении сейсмовзрывных волн через разлом и экранирующую зону, искусственный массив из твердеющей закладочной смеси, наносы мощностью более 10 м с учетом расположения охраняемых объектов относительно веера взрывных скважин (с фронтальной стороны или с фланга). Проведен анализ удельного расхода ВВ при буровзрывных работах на отбойку горного массива, рассмотрена зависимость этого показателя от параметров бурения скважинной сетки и горно-технической характеристики и отбиваемого массива, предложен новый способ разрушения массива, который включает предварительное сейсмическое воздействие на массив (неразру-шающий взрыв) и последующий массовый взрыв, способствующие снижению удельного расхода ВВ, уменьшению себестоимости ведения буровзрывных работ, повышению качества дробления руды. Ключевые слова: сложноструктурные месторождения, сейсмобе-зопасная технология, неразрушающий взрыв, взрывная отбойка, себестоимость, эффективность.
Введение
Месторождения сложной структуры сосредоточены в залежах сложного строения (горизонтальные напряжения превышают вертикальную составляющую в 5 раз) с развитой тектоникой и интенсивной трещиноватостью (коэффициент структурного ослабления, определенный по количеству трещин горного массива, приходящихся на 1 м, изменяется от 0,1 до 0,4). Встречаются рудные залежи под водными объектами с отложениями подводнооползневой структуры, зонами мелкоплитчатого рассланцевания и под жилой застройкой. Эффективность разработки таких месторождений камерными системами с за-
ISSN 0236-1493. Горный информационно-аналитический бюллетень. 2017. № 6. С. 314-332. © 2017. В.И. Ляшенко, П.А. Кислый.
кладкой выработанного пространства во многом зависит от параметров буровзрывных работ с учетом сейсмического действия взрыва на различные объекты и механоструктурных характеристик вмещающих пород. Поэтому, обоснование сейсмобезопас-ной технологии подземной разработки месторождений сложной структуры с учетом сохранности охраняемых объектов, жилой застройки и социального фактора — вот те важные, имеющие научное и практическое значение задачи, которые требуют решения [1—6].
Для решения поставленной задачи авторы использовали комплексный метод, включающий анализ ранее выполненных исследований, контрольных наблюдений, математического и физического моделирования, статистической их обработки, установления зависимостей, выполненных расчетов и обоснований, промышленных и экспериментальных работ, стендовых испытаний опытных конструкций и натурных измерений по стандартным методикам, анализ литературных источников, методы теоретических обобщений, физическое и математическое моделирование [7—12].
Обсуждение результатов исследований
В практике подземной разработки рудных месторождений параметры буровзрывных работ на очистной выемке определяются эксперементальным путем или по аналогии с другими рудниками. Достижение требуемого качества дробления руд в этом случае связано с корректировкой принятых параметров отбойки по данным опытных взрывов. Технологическую связь между параметрами отбойки и дробления горной массы устанавливают по удельному расходу ВВ на отбойку. Удельный расход ВВ на отбойку зависит от мощности применяемых ВВ, диаметра скважин, крепости, плотности и принятого размера кондиционного куска. Диаметр скважин влияет на производительность труда забойного рабочего и себестоимость 1 т руды, определяет выбор способа бурения, сечение буровых выработок [1—3].Во всех случаях задача выбора оптимальных параметров буровзрывных работ при изменении диаметра взрывных скважин может быть решена, если будет определено влияние этого параметра на показатели бурения и взрывных работ.
Параметры буровзрывных работ
Основным параметром, определяющим временные, силовые и энергетические характеристики процесса разрушения явля-
ется ЛНС, которая в данной методике принята за исходную величину для определения других параметров БВР. На основании статистической обработки многочисленных экспериментальных данных и результатов внедрения гранулированных ВВ получена формула для определения ЛНС [4]:
=^ • IV^'• (1)
где Ж — линия наименьшего сопротивления, см; К — коэффициент, учитывающий трещиноватость горного массива (изменяется от 0,95 до 1,1); f — коэффициент крепости горных пород по шкале проф. М.М. Протодьяконова, ед.; еэт — объемная концентрация энергии эталонного ВВ (принят аммонит № 6ЖВ), ккал/см3 (еэт = Аэт-р); е — то же, для применяемого ВВ, ккал/см3 (е = Авв -р); ^скв — диаметр скважин, см; т — коэффициент сближения зарядов (изменяется от 1,0 до 1,3), ед; Аэт и Авв — полная идеальная работа взрыва эталонного и применяемого ВВ соответственно, ккал/г; р — плотность заряжания (изменяется от 0,8 для ВВ типа граммонит 79/21; гранулит АС-4; АС-4В; АС-8; АС-8В до 1,6 — для аммонит скальный № 1), г/см3.
Формула (1) справедлива для расчета ЛНС и при параллельном расположении скважин.
Пример 1. Определение линии наименьшего сопротивления и расстояния между скважинами. Исходные данные: Ктр = 1,0; f = 16; dскв = 6,5 см; е = 1,146 ккал/г; еэт = 0,850 ккал/г; коэффициент сближения скважин т = 2,0.
Решение. Линия наименьшего сопротивления согласно формуле (1) составляет:
*=I &=10 • 6'5=120'07 см
Принимаем Ж = 1,2 м. Расстояние между скважинами определяется согласно выражения: а = Ж ■ т = 1,2 ■ 2,0 = 2,4 м.
Согласно работам проф. В.Н. Мосинца удельный расход ВВ на разрушение и перемещение горнорудной массы в зависимости от условий обеспечения заданной степени измельчения ^, кг/м3) определяется по формуле [1, 2]:
Я * ■ Г , кг/м3, (2)
ттр ее
где К — коэффициент, учитывающий трещиноватость горного массива (изменяется от 0,95 до 1,1); А — полная идеальная
работа взрыва применяемого ВВ, ккал/г; f — коэффициент крепости горных пород по шкале проф. М.М. Протодьяконова, ед.
После отстройки схем расположения скважин и устьевых не-дозарядов производят подсчет выхода горной массы с 1 пог. м скважины (Я) и удельного расхода ВВ на отбойку [8]. С целью ускорения и упрощения расчета параметров и показателей БВР для различных типов ВВ авторами построены номограммы для системы разработки подэтажные штреки (орты) (рис. 1). В номограмму включены все исходные фактические параметры и движением по линиям ключа определяются показатели БВР (Я, q). При изменении исходных фактических параметра повторяют весь путь определения параметров БВР [9].
Оценка сейсмического действия взрыва
на поверхностные объекты
Сложность производства взрывных работ при ведении очистной выемки под городом связана с сейсмическим действием взрыва на различные объекты, целостность которых должна быть сохранена в течение всего периода отработки месторождения. Технология добычи руд требует подготовки больших объемов отбитой горной массы и улучшения качества взрывных работ (масса заряда на взрыв изменяется от 250 до 1050 кг, а на интервал замедления — от 90 до 370 кг). Снижение сейсмических воздействий взрывов до допустимых уровней для различных объектов города достигается ограничением массы одновременно взрываемого заряда ВВ. Это значительно усложняет отбойку горной массы, организацию горного производства. Рациональная технология ведения взрывных работ в указанных условиях обеспечивается организацией сейсмического мониторинга сохранности жилой застройки над отрабатываемым месторождением.
Пример 2. Определение линии наименьшего сопротивления. Исходные данные: К = 1,0; f = 16; dскв = 65 мм; отношение высоты подэтажа (h) к ширине камеры (В), при котором обеспечивается качественное оформление стенок камеры в проектных контурах: h/В = 1,3; коэффициент, зависящий от соотношения h/В и других горно-геологических и горнотехнических условий: при h/В > 1,3, К = 0,10; m = 2,1; e/e = 1,55; f = 12; К = 1,0.
J ' тр '
Решение. Коэффициент сближения скважин составляет m = = 2,1 и линия наименьшего сопротивления — W = 1,4 м (см. ключ по ломаной пунктирной линии на рис. 1, а).
Рис. 1. Номограмма для определения параметров (а) и показателей (б) буро-взрывных работ при системе подэтажных штреков (ортов): а — расстояние между скважинами в веере; Ж — линия наименьшего сопротивления; d — диаметр скважин (другие обозначения в тексте)
Пример 3. Определение выхода горной массы с 1 пог. м скважины и удельного расхода ВВ на отбойку. Исходные данные: Ж = 1,5 м; d = 65 мм; а = 3,0 м.
' ' скв ' '
Решение. Выход горной массы с 1 пог. м скважины — Я = = 2,4 м3/м, удельный расход ВВ на отбойку — q = 1,2 кг/м3 (см. ключ по ломаной пунктирной линии на рис. 1, б).
В действующих «Единых правил безопасности при взрывных работах» даются зависимости для определения сейсмобезопас-ных зарядов и расстояний для относительно простых условий взрывания зарядов и конструктивных особенностей зданий, построенных с нормативным запасом прочности. Для более
Рис. 2. Система разработки подэтажными штреками (а) ортами (б) с закладкой выработанного пространства твердеющей смесью: 1 — штрек откаточный; 2 — штрек вентиляционный; 3 — коллектор; 4 — съезд; 5 — восстающий блоковый; 6 — штрек подэтажный; 7 — штрек подсечной; 8 — дучка; 9 — взрывная скважина; 10 — отбитая руда; 11 — твердеющая закладка; в — веер взрывных скважин: 1...17 — номера взрывных скважин; 6,0...12,5 — глубина взрывных скважин, м; I, II, III — очередность взрывания секций в веере; I — размер экранирующей зоны, м; А — зона недозаряда скважин
сложных условий взрывания (при повторяющихся взрывах в эксплуатационных блоках) определение безопасных по сейсмическому воздействию зарядов и расстояний для сохранения жилых зданий, особенно возведенных без необходимого запаса прочности, возможно только при проведении специальных исследований. Конечным результатом комплекса проведенных сейсмических исследований является создание условий для производства горных работ при гарантированной сохранности объектов на время отработки месторождения камерными системами с твердеющей закладкой и отбойкой горнорудной массы веерами взрывных скважин диаметром 67 мм (рис. 2).
Источниками сейсмовзрывных колебаний для домов частного сектора служат подземные взрывы, предназначенные для отбойки руд. Согласно требований Государственного стандарта Украины «Проведение промышленных взрывов. Нормы сейсмической безопасности» (ДСТУ 4704:2008) и принятой величине допустимой скорости смещения, например (U = 0,8 см/с) сейсмобезопасную массу заряда на интервал замедления (Q) определяли по формуле [8—12]:
Q = 1,8 • 10-5 • R3, (3)
где R —расстояние от центра заряда до охраняемого объекта, м.
Значения скоростей сейсмических колебаний в районе охраняемых объектов замеряли одновременно в двух точках датчиками сейсмографа типа Blast Mate Series III (производство Канада) на поверхности при взрывах запасов эксплуатационного блока (рис. 3). С помощью одного прибора BlastMate Series III можно одновременно регистрировать вибрации, условия окружающей среды и движение трещин в сооружениях.
Основные характеристики
Простой в использовании и помимо функций и универсальности, легкость в использо-Рис. 3. Сейсмограф BlastMate Seri- вании делает регистратор уни-es III. Общий вид кальным в своем роде. Кнопки,
Таблица 1
Сейсмобезопасная масса заряда вееров и рядов скважин
Количество взрываемых вееров (рядов) Сейсмобезопасная масса заряда ВВ (кг) по горизонтам (м)
160 180 192 204 230 260 285 300
1-2 75 105 130 150 220 320 420 490
3 70 100 125 140 205 300 390 450
4 65 90 115 125 185 270 335 385
5 45 75 95 105 155 230 285 330
каждой из которых присвоена только одна функция, ЖК-дисплей с подсветкой и простая система меню позволяют легко и быстро выполнить установки и провести необходимые замеры. С этим может справиться даже сотрудник без опыта работы. Прочная конструкция регистратора рассчитана на самые сложные условия эксплуатации. Его верхняя панель полностью герметизирована, равно как и электронные системы, разъемы
О, кг
150 200 242 250 М 300
Рис. 4. Номограмма для определения сейсмобезопасной массы заряда на интервал замедления (0) в зависимости от расстояния центра заряда до охраняемого объекта (Я): ключ А—Б—В
выполнены из неподверженных коррозии материалов высокого качества, а корпус прочен и водостоек. Надежность и разнообразные функции для любых контрольно-измерительных работ.
При подземной разработке сложноструктурного месторождения Украины, сейсмобезопасная масса заряда вееров и рядов скважин при различных расстояниях от взрыва до зданий жилой застройки представлена в табл. 1, а для других значений — на рис. 4.
Пример 4. Исходные данные. Расстояние от взрыва до охраняемых зданий 242 м.
Решение. Сейсмобезопасная масса заряда составит 256 кг (см. ключ по ломаной пунктирной линии А—Б—В на рис. 4).
Взрывание зарядов короткозамедленное с использованием электродетонаторов типа ЭДКЗ и минимальным интервалом замедления 25 м-с в скважинах, расположенных параллельно по рядам при проходке отрезной щели или в виде веера — при отбойке горнорудной массы в камере. Применяемое ВВ — грам-монит 79/21. Диаметр вееров скважин 67 мм, параллельных — 85 мм. Количество скважин в веере от 5 до 13, в ряду — до 4. За исследуемый период зарегистрировано 15 массовых взрывов.
Обоснование сейсмобезопасного интервала замедления
При короткозамедленном взрывании, интервал замедления ^з) определяется согласно формуле В.Н. Мосинца [4]:
Ь3 = 23£018, м/с (4)
Сейсмобезопасный интервал замедления при взрыве группы зарядов на различных горизонтах представлен в табл. 2.
Короткозамедленное взрывание расширяет возможности сейсмобезопасного ведения взрывных работ. Так, при доста-
Таблица 2
Сейсмобезопасный интервал замедления
Место производства взрывных работ, горизонт, м 160 180 192 204 230 260 285 300
Сейсмобезопасная масса заряда, кг 75 105 130 150 220 320 420 490
Расчетный интервал замедления, мс 50 53 55 57 60 65 68 70
Рекомендуемый интервал замедления, мс 50 75
точно большом интервале замедлений общая величина последовательно взрываемых зарядов ВВ может быть весьма высокой, обеспечивающей одновременную отбойку значительных объемов горной массы. При подземной разработке сложноструктурного месторождения Украины на горизонтах 192—160 м интервал замедления между взрывами зарядов должен быть не менее 50 мс, а на гор. 204—300 м и ниже — не менее 75 мс.
Обоснование типа ВВ
Рациональный тип ВВ рекомендуется по критерию скорости детонации ВВ согласно формуле:
Д = До
0,5 +
0,5
, м/с,
(5)
где До - рекомендуемая скорость детонации ВВ для скальных пород в зависимости от их свойств, м/с (До = 5600); w - линия наименьшего сопротивления, м ^ = 2,0, для диаметра скважин
Таблица 3
Сейсмическая активность ВВ
Тип ВВ Плотность заряда, г/см3 Теплота взрыва, кДж Скорость детонации, км/с Коэффициент сейсмической активности
Аммонит № 6ЖВ 1,0-1,2 4305 3,6-4,8 1,0
Граммонит 79/21 0,8-0,85 (насыпная) 4285 3,2-4,0 1,0
Гранулит АС-4; АС-4В 0,8-0,9 (насыпная) 4522 3,0-3,5 1,03
Гранулит АС-8; АС-8В 0,8-0,95 (насыпная) 5191 3,0-3,6 1,12
Аммонал А-200 0,95-1,1 (патрон) 4932 4,2-4,6 1,07
Аммонал М-10 0,95-1,2 (патрон) 5645 - 1,19
Аммонал скальный № 3 1,0-1,1 (патрон) 5684 42-4,6 1,19
Аммонит скальный № 1 1,43-1,58 5400 6,0-6,5 1,17
Таблица 4
Изменение массы заряда в зависимости от применяемого ВВ
Тип ВВ Изменение скорости смещения, раз Изменение массы заряда, раз
Граммонит 79/21 принято за 1,0 масса заряда не изменяется
Гранулит АС-4; АС-4В увеличивается в 1,03 уменьшается в 1,05
Гранулит АС-8; АС-8В увеличивается в 1,12 уменьшается в 1,15
85 мм); dc — средний диаметр естественной отдельности массива горных пород, м (dc = 0,7); v — естественная доля негабаритных естественных отдельностей в массиве, %.
Для 2-v = 1,5, при качестве дробления с выходом негабаритных фракций не выше 10%, величина эффективной скорости детонации ВВ для горных массивов составит 4100 м/с. Полученное значение для эффективного ведения взрывных работ и их щадящего воздействия на вмещающие породы регламентирует использование следующих типов ВВ (табл. 3).
Исходя из сейсмической активности ВВ, значения эффективной и рациональной для горных массивов скорости детонации, при отбойке горной массы в качестве патронов-боевиков использовали аммонит № 6ЖВ, для механизированной зарядки скважин — граммонит 79/21. При применении других ВВ масса взрываемого заряда должна быть скорректирована в соответствии с их сейсмической активностью (табл. 4).
Регламент и порядок ведения взрывных работ
При проектировании отработки рудной залежи или ее части: очистные блоки располагать так, чтобы ветхие здания находились по отношению к плоскости взрываемых вееров с фронтальной стороны, или с фланга; отрезную щель размещать в центре блока, что разрезает фронт волны и уменьшает сейсмическую нагрузку на охраняемые здания; при торцевом выпуске отработку камерных запасов вести с опережающей отбойкой верхнего подэтажа; диаметр взрывных скважин, расположенных в веере, должен быть не более 67 мм; использовать экранирование сейс-мовзрывных волн при отбойке горнорудной массы в очистных блоках.
При ведении взрывных работ в эксплуатационных блоках: сейсмобезопасная масса заряда не должна превышать допустимых пределов (см. табл. 1); масса заряда на один взрыв в одном
эксплуатационном блоке не должна превышать 1500 кг, а их количество — не более двух; время задержки между взрывами в эксплуатационных блоках определяется продолжительностью сейсмовзрывных сотрясений и, во избежание наложения колебаний, рекомендуется не менее 3 сек; интервал замедления между группами взрываемых зарядов принимать не менее 50 м-с, при меньшем времени замедления число взрываемых групп зарядов должно быть ограничено пятью-шестью; количество взрывов в год не должно превышать 100—150; для снижения действия взрывов на человека их проводить в светлое время суток, не чаще двух-трех в неделю.
Эффективным методом управления сейсмическом действием взрыва и снижения уровня его действия на поверхностные объекты является экранирование сейсмовзрывных волн за счет образования опережающей экранирующей зоны на верхних подэтажах при отбойке нижерасположенных. Ослабление интенсивности сейсмовзрывных колебаний при локализации волн происходит вследствие их интенсивного затухания в экранирующей зоне. Более благоприятные условия сохранности зданий жилой застройки будут наблюдаться, когда сейсмовзрывные волны будут экранироваться полостью достаточной длины l определяемой согласно формуле
l = Х = СР ■ , (6)
где X — длина волны при взрыве скважинных зарядов, м; Ср — скорость продольных волн в массиве горных пород, м/с; £зар — длина заряда в нижерасположенных подэтажах, м; D — скорость детонации при взрыве заряда, м/с.
Для образования экранирующей зоны предусматривается следующий порядок ведения взрывных работ в блоке: взрывание скважинных зарядов на верхних подэтажах производят с опережением от последнего веера в отбиваемом слое нижерасположенного подэтажа на расстоянии, равном длине волны, возбужденной зарядами последнего веера скважин (а.с. СССР № 1250002). При производстве взрывных работ и образовании экранирующей зоны, скважины в веере разбивают на сектора I; II; III (см. рис. 2, в). В первую очередь взрывается сектор I , где количество взрывных скважин ограничивается сейсмобе-зопасной массой заряда, далее взрываются одновременно или через интервал замедления (очередность взрывания также зависит от сейсмобезопасной массы заряда) сектора II—III. При наличии достаточного количества ступеней замедлений экра-
нирующую зону можно формировать в одну стадию при производстве массовых взрывов. Если наличие средств взрывания не позволяет производить такой порядок работы, то сначала формируют экранирующую зону. Длина экранирующей зоны должна быть не менее пяти величин линии наименьшего сопротивления между веерами скважин. Исследованиями установлено, что скорость колебаний за экраном снижается в 2—4 раза, что дает возможность повышения величины сейсмобезопасной массы заряда в 4—9 раз. Образование экранирующей зоны является обязательным условием ведения взрывных работ, если в тыльной стороне очистного блока располагаются ветхие здания.
Условия взрывания
В зависимости от условий взрывания сейсмический эффект взрыва определяется числом открытых поверхностей, где производится отбойка горнорудной массы согласно формуле
KN = 0,25 N2, (7)
где N — число открытых поверхностей.
При увеличении диаметра скважинного заряда сейсмическая опасность взрывных работ возрастает и определяется согласно формуле , \ 5 «
* - -( d ) • (8)
где d., do — соответственно, новый и существующий диаметр скважинного заряда, мм; n — показатель степени затухания в зависимости от расстояния между охраняемым объектом и геометрическим центром взрываемого заряда (изменяется от 1 до 3).
При веерном расположении скважин глубина заложения заряда на снижение сейсмического действия взрыва влияет незначительно. На уровень сейсмовзрывных сотрясений оказывают влияние природные факторы (мощность наносов, выход скальных пород, наличие разломов и т.д.) и организационно-технические, которые подлежат контролю для обеспечения сейсмо-безопасного производства подземных взрывов. При определении уровня сейсмического действия взрыва на окружающую среду, кроме сохранности зданий в жилом районе, необходимо учитывать также влияние колебаний на человека, так как его чувствительность к вибрации очень велика. В связи с этим, при изменении фронта горных работ и различном расположении охраняемых объектов, производства подземных взрывов, вводе новых блоков в эксплуатацию необходимо не только выполнять
требования сейсмобезопасной технологии взрывной отбойки, но и в каждом конкретном случае стремиться снизить до минимума уровень сейсмовзрывных сотрясений.
Направление дальнейших исследований
Для снижения трудоемкости буровзрывных работ и затрат на вторичное дробление руды, повышения производительности доставки и переработки горной массы, исключения энергоемких операций на дробление крупных ее кусков, авторы предлагают перед разбуриванием и взрыванием рудного массива (эксплуатационного блока) осуществлять бурение предварительных вертикальных и горизонтальных скважин или скважин по направлению развития естественных трещин в горном массиве с обнаженных его поверхностей. После чего осуществлять заряжание скважин ВВ и производить неразрушающий (сотрясательный) взрыв горного массива. Затем производить отбойку горного массива с равномерно распределенной энергией взрыва. Заряд взрывчатого вещества скважин (Q3) рассчитывают в зависимости от количества обнаженных поверхностей, трещиноватости горного массива после неразрушающего взрыва, площади и высоты отбиваемого слоя горного массива согласно формуле
Q = К ■ q ■ S ■ Н, (9)
^з пп "ов м ' ^ '
где Кпп — коэффициент, зависящий от количества плоскостей обнажения массива; q^ — удельный расход ВВ на отбойку в зависимости от физико-механических свойств и трещиноватости горного массива после предварительного взрыва, кг/м3; Su — площадь отбойки массива, м2; Н — высота отбиваемого слоя горного массива, м.
Величину Qm — уточняют по результатам экспериментальных исследований. Воздействие на горный массив предварительным неразрушающим взрывом позволит расширить поле естественной его трещиноватости, исключить экранирующие поверхности даек и минерализованных трещин и эффективно применить отбойку с равномерно распределенной энергией взрыва, например, параллельно расположенными одиночными скважинными зарядами ВВ.
В результате неразрушающего взрыва в массиве образуется сетка трещиноватости, распространенная по всему его объему. После проведения предварительного неразрушающего взрыва осуществляют разбуривание горного массива под массовый разрушающий взрыв. Разбуривание осуществляют параллель-
ными скважинами или шпурами в зависимости от габаритных размеров массива. Шаг расположения скважин (шпуров) может быть увеличен в 1,5—2 раза по сравнению с проектным паспортом бурения массива за счет развития сетки трещиновато-сти и ослабления массива. Энергию взрыва во всех скважинах распределяют равномерно.
Работы по бурению предварительных скважин и для массового взрыва, а также заряжания их ВВ можно объединить и производить не разделяя на отдельные взрывы. В таком случае в первую очередь осуществляют неразрушающий взрыв предварительных скважин, а за тем, с замедлением (время определяется опытным путем) производят массовый разрушающий взрыв массива.
Предлагаемый способ отбойки рудного массива позволит сократить: стоимость буровых работ за счет сокращения количества скважин; затраты на доставку ВВ, зарядку скважин, стоимость ВМ за счет уменьшения их количества; стоимость на выпуске руды за счет исключения вторичного дробления и снижения заклинивания кусков руды в выпускном отверстии блока или бункера. Предварительный неразрушающий взрыв массива обеспечивает: расширение сети трещиноватости по всему объему массива; применение наиболее простой схемы разбурива-ния массива при массовом взрыве параллельными скважинами (шпурами); качественное дробление горных пород в более трещиноватом массиве.
Таким образом, анализ буровзрывных работ на шахтах РФ, Казахстана, Украины и других развитых горнодобывающих стран показывает, что удельный расход ВВ на отбойку горного массива во многом зависит от физико-механической характеристики массива, диаметра и сетки скважин [13—17]. Себестоимость отбойки и выпуска руды определяется стоимостью буровых работ, затратами на доставку ВВ и зарядку скважин, стоимостью на выпуске руды из блока или бункера. При современных схемах отбойки руды образуется большое количество негабаритных кусков, для ликвидации которых требуется строительство дробильно-сортировочного комплекса, включающего оборудование с высокой энерго- и металлоемкостью. Технология отбойки руды с предварительным сейсмическим воздействием на массив (неразрушающий взрыв) и последующим массовым его взрывом позволит снизить удельный расход ВВ, уменьшить себестоимость буровзрывных работ, практически исключить выход негабаритных кусков в отбитой горной массе [18—21].
Выводы
1. Сейсмобезопасная технология производства подземных взрывов включает обоснование сейсмобезопасной массы заряда, интервала замедления, типа ВВ, регламента, порядка и условий ведения взрывных работ. При уровне сейсмобезопасной скорости смещения, равной 0,8 см/с, рекомендованная технология позволила обеспечить сохранность ветхих зданий жилой застройки, снизить негативное влияние сейсмовзрывных сотрясений на население при отработке месторождения в этаже 350-410 м с учетом социального фактора.
2. Уровень сейсмического действия взрыва снижается при прохождении сейсмовзрывных волн через зоны разлома в 1,11,5 раза, искусственный массив из твердеющей закладочной смеси - в 1,5-2,0 раза, через экранирующую зону - в 2-4 раза, через наносы мощностью более 10 м - в 1,5-2,0 раза, при расположении охраняемых объектов с фронтальной стороны веера - в 2 раза, а с фланга - в 1,5 раза.
3. Отбойка горного массива с применением предварительного неразрушающего взрыва позволит снизить удельный расход ВВ в 1,5-2,0 раза, уменьшить сейсмическое воздействие на близлежащие подземные и поверхностные охраняемые объекты, обеспечить качественное дробление руд и горных пород в более трещиноватом массиве.
4. Для обеспечения сохранности поверхностных объектов и комфортного проживания населения в районах подземной и открытой добычи полезных ископаемых необходимо создать регламентирующий документ «Мониторинг сейсмического действия взрыва. Сейсмобезопасная технология производства взрывов при разработке месторождений полезных ископаемых» [19].
В работе принимали участие Ю.Я. Савельев, А.Х. Дудченко,
A.А. Ткаченко, П.Т. Крук (Г.П. «УкрНИПИИпромтехнологии»),
B.Н. Пухальский, А.И. Булич, А.Е. Пицык, В.Н. Листов, В.П. Удодов, Н.А. Мозговой, П.В. Деревенчук (ГП «Вост ГОК») и др.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Мосинец В.Н., Пашков А. Д., Латышев В. А. Разрушение горных пород. - М.: Недра, 1975. - 216 с.
2. Мосинец В. Н. Дробящее и сейсмическое действие взрыва в горных породах. - М.: Недра, 1976. - 271 с.
3. Демидюк Г. П., Дубнов Л. В., Стоянов В. В. и др. Техника и технология взрывных работ на рудниках. - М.: Недра, 1978. - 238 с.
4. Мосинец В. Н., Абрамов А. В. Разрушение трещиноватых и нарушенных горных пород. - М.: Недра, 1982. - 248 с.
5. Справочник по горнорудному делу / Под ред. В. А. Гребенюка, Я. С. Пыжьянова, И. Е. Ерофеева. — М.: Недра, 1983. — 816 с.
6. Тюпин В. Н. Геометризация зоны дробления трещиноватого массива параллельно оси взрывного заряда // Известия вузов. Горный журнал. - 1985. - № 1. - С. 41-45.
6. Кутузов Б. Н., Скоробогатов В. М., Ерофеев И. Е. и др. Справочник взрывника. - М.: Недра, 1988. - 511 с.
7. Ляшенко В. И, Голик В. И. Научные основы геомеханического мониторинга горного массива и целиков при подземной разработке месторождений сложной структуры // Цветная металлургия. - 2004. -№ 10. - С. 2-10.
8. Ляшенко В. И., Мельник Г. В., Малок А. В. Повышение сейсмической безопасности при производстве взрывных работ под городской застройкой // Металлургическая и горно-рудная промышленность. -2010. - № 6. - С. 74-80.
9. Ляшенко В. И., Дудченко А. Х., Колоколов О. В. Стандартизация параметров буровзрывных работ при отработке урановых месторождений Украины // Науковий вгсник НГУ Украши. - 2007. - № 12. - С. 28-35.
10. Ляшенко В. И. Сейсмобезопасная технология подземной разработки урановых месторождений // Известия вузов. Горный журнал. -2010. - № 6. - С. 54-61.
11. Ляшенко В. И., Дудченко А. Х, Ткаченко А. А. Сейсмическая безопасность при производстве взрывных работ под городской застройкой // Цветная металлургия. - 2010. - № 10 - C. 3-14.
12. Ляшенко В. И., Мельник Г. В., Малоок А. В. Обеспечение сейсмической безопасности при производстве взрывных работ под городской застройкой // Известия вузов. Горный журнал. - 2011. - № 5. - С. 9-17.
13. Khandelwal M., Singh T. N. Prediction of blast induced ground vibration using artificial neural network // International Journal of Rock Mechanics and Mining Science. 2011. Vol. 46. P. 1214-1222.
14. Young D. P. Energy variations in mininginduced seismic events using apparent stress: MASc Thesis, Laurentian University, 2012. — 85 p.
15. Wesseloo J., Woodward K., Pereira J. Grid-based analysis of seismic data // The Journal of Southern African Institute of Mining and Metallurgy. 2014. Vol. 114. P. 815-822.
16. Reichl C., Schatz M, Zsak G. World Mining Data. Vol. 30. Mineral production. Vienna, 2015. 261 p.
17. Glagolev V. V., Glagolev L. V., Markin A. A. Stress-strain state of elas-toplastic bodies with crack // Acta Mechanica Solida Sinica. 2015. Val. 28, No. 4. P. 375-383.
18. Ляшенко В. И., Дудченко А. Х. Сейсмобезопасные технологии поземной разработки сложно-структурных месторождений // Черная маллургия. - 2012. - № 7. - С. 28-37.
19. Ляшенко В.И., Кислый П. А. Сейсмический мониторинг подземной разработки урановых месторождений // Цветная металлургия. -2013. - № 6. - С. 23-32.
20. Cаитов В. И. Условия подобия процессов разрушения горных пород при дроблении и измельчении // Горное оборудование и электромеханика. - 2015. - № 1. - С. 25-28.
21. Ляшенко В. И. Развитие геомеханического мониторинга свойств и состояния массива горных пород при подземной разработке месторождений сложной структуры // Маркшейдерский вестник. — 2016. — № 1. - С. 35-43. S2E
КОРОТКО ОБ АВТОРАХ
Ляшенко Василий Иванович1 — кандидат технических наук,
старший научный сотрудник,
начальник отдела—ученый секретарь,
e-mail: ipt@iptzw.dp.ua, e-mail: vi_lyashenko@mail.ru,
Кислый Петр Акимович1 — главный специалист,
e-mail: peter.ackimovich@yandex.ua,
1 ГП «УкрНИПИИпромтехнологии».
Gornyy informatsionno-analiticheskiy byulleten'. 2017. No. 6, pp. 314-332. V.I. Lyashenko, P.A. Kislyy JUSTIFICATION SEISMIC SAFETY TECHNOLOGIES DESTRUCTION MASSIF SLOZHNOSTRUK-TURAL FIELDS
The basic scientific and practical results of the study of seismic safety technologies destruction massif slozhnostrukturnyh fields based seis-mobezopasnoy charge mass deceleration interval, such as explosives, regulations, procedures and conditions of blasting in underground chamber system with a hardening mortgage. The estimation of the seismic action of the explosion on the surface objects, the area of residential development taking into account social factors. We describe the levels of seismic action of the explosion at the passage of seismic waves through the fault zone and shielding, iskusst-venous array of hardening of filling mixture, sediment capacity of more than 10 m, taking into account the location of objects relative to protected blasthole (from the front or on the flank).Move analysis specific consumption of explosives during blasting works on breaking of the rock mass, considered the dependence of this parameter on the parameters of the storm, of the well grid and mining and technical characteristics and fend array, proposal-wives a new way of breaking the array, which includes a preliminary seismic action on the array (non-destructive explosion), and the subsequent mass explosion that reduce the specific consumption of explosives, decrease the cost of conducting drilling and blasting operations, improve the quality of the ore crushing. To ensure the safety of surface facilities and comfort of the population living in areas of mining invited to create a regulatory document «Monitoring of the seismic action of the explosion. Seismic-safe technology of explosions in the development of mineral».
Key words: slozhnostrukturnyh field, seismic safety technology, non-destructive explosion, blasting, cost, and efficiency.
AUTHORS
Lyashenko V.I.1, Candidate of Technical Sciences,
Senior Researcher, Head of Department,
e-mail: ipt@iptzw.dp.ua, e-mail: vi_lyashenko@mail.ru,
UDC 622.274.4
Kislyy P.A.\ Chief Specialist, e-mail: peter.ackimovich@yandex.ua, 1 Ukrainian Scientific-Research and Design Institute of Industrial Technology, 52204, Zheltye \fody, Ukraine.
REFERENCES
1. Mosinets V. N., Pashkov A. D., Latyshev V. A. Razrushenie gornykh porod (Destruction of rocks), Moscow, Nedra, 1975, 216 p.
2. Mosinets V. N. Drobyashchee i seysmicheskoe deystvie vzryva v gornykh porodakh (Crushing and seismic effect of explosion in rocks), Moscow, Nedra, 1976, 271 p.
3. Demidyuk G. P., Dubnov L. V., Stoyanov V. V. Tekhnika i tekhnologiya vzryvnykh rabot na rudnikakh (Blasting technology and equipment in underground mines), Moscow, Nedra, 1978, 238 p.
4. Mosinets V. N., Abramov A. V. Razrushenie treshchinovatykh inarushennykh gornykh porod (Destruction ofjointed and fractured rocks), Moscow, Nedra, 1982, 248 p.
5. Spravochnikpogornorudnomu delu. Pod red. V. A. Grebenyuka, Ya. S. Pyzh'yanova, I. E. Erofeeva (Manual on mining. Grebenyuk V. A., Pyzh'yanov Ya. S., Erofeev I. E. (Eds.)), Moscow, Nedra, 1983, 816 p.
6. Tyupin V. N. Izvestiya vuzov. Gornyy zhurnal. 1985, no 1, pp. 41—45.
6. Kutuzov B. N., Skorobogatov V. M., Erofeev I. E. Spravochnik vzryvnika (Directory of exploder), Moscow, Nedra, 1988, 511 p.
7. Lyashenko V. I, Golik V. I. Tsvetnaya metallurgiya. 2004, no 10, pp. 2—10.
8. Lyashenko V. I., Mel'nik G. V., Malok A. V. Metallurgicheskaya igorno-rudnayapro-myshlennost'. 2010, no 6, pp. 74—80.
9. Lyashenko V. I., Dudchenko A. Kh., Kolokolov O. V. Naukoviy visnik NGU Ukraïni. 2007, no 12, pp. 28-35.
10. Lyashenko V. I. Izvestiya vuzov. Gornyy zhurnal. 2010, no 6, pp. 54-61.
11. Lyashenko V. I., Dudchenko A. Kh., Tkachenko A. A. Tsvetnaya metallurgiya. 2010, no 10 C. 3-14.
12. Lyashenko V. I., Mel'nik G. V., Malook A. V. Izvestiya vuzov. Gornyy zhurnal. 2011, no 5, pp. 9-17.
13. Khandelwal M., Singh T. N. Prediction of blast induced ground vibration using artificial neural network. International Journal of Rock Mechanics and Mining Science. 2011. Vol. 46. P. 1214-1222.
14. Young D. P. Energy variations in mininginduced seismic events using apparent stress: MASc Thesis, Laurentian University, 2012. — 85 p.
15. Wesseloo J., Woodward K., Pereira J. Grid-based analysis of seismic data. The Journal of Southern African Institute of Mining and Metallurgy. 2014. Vol. 114. P. 815-822.
16. Reichl C., Schatz M., Zsak G. World Mining Data. Vol. 30. Mineral production. Vienna, 2015. 261 p.
17. Glagolev V. V., Glagolev L. V., Markin A. A. Stress-strain state of elastoplastic bodies with crack. Acta Mechanica Solida Sinica. 2015. Vol. 28, No. 4. P. 375-383.
18. Lyashenko V. I., Dudchenko A. Kh. Chernaya mallurgiya. 2012, no 7, pp. 28-37.
19. Lyashenko V. I., Kislyy P. A. Tsvetnaya metallurgiya. 2013, no 6, pp. 23-32.
20. Caitov V. I. Gornoe oborudovanie i elektromekhanika. 2015, no 1, pp. 25-28.
21. Lyashenko V. I. Marksheyderskiy vestnik. 2016, no 1, pp. 35-43.
