CC BY
925
А
© В.А. Кузнецов, 2007
В.А. Кузнецов
ОБОСНОВАНИЕ УДЕЛЬНОГО РАСХОДА ВВ В УСЛОВИЯХ УСТУПНОЙ ОТБОЙКИ
Удельный расход ВВ является одним из основных параметров, оказывающих наиболее значительное влия-ние на технико-экономические показатели буровых и взрывных работ, в первую очередь, на их себестоимость.
В условиях разработки конкретных массивов при сложившейся технологии БВР величина удельного расхода ВВ, определяющая энергетические затраты на дробление, является наиболее эффективным практическим средством управления степенью дробления горной массы, ее грансо-ставом. Через качество взорванной горной массы данный параметр воздействует и на показатели выемочно-погрузочных (экскаваторных) работ, транспорта, механического дробления и измельчения рудной массы, определяя эффективность всего горно-технологичес-кого комплекса и первых стадий обогатительного передела.
Обоснование рациональной величины расчетного удельного расхода ВВ при проектировании взрывных работ с давних пор достаточно жестко регламентируется целым рядом нормативных документов, действующих в горном деле и промышленном строительстве. В этой связи достаточно напомнить о "Строительных нормах и правилах" (СНиП), "Государственных элементных сметных нормах на строительные работы" (ГЭСН) [1], "Ресурсных нормах на строительные работы" (РНС), многочисленных межведомственных и отрасле-
вых нормативах и инструкциях по проектированию горных работ.
Особенно большая ответственность лежит на специали-стах-проектировщиках, выполняющих типовые проекты БВР при разработке новых строящихся карьеров и подземных рудников, а также проекты производства работ (ППР) на горно-строительных объектах. Если на действующих горных предприятиях можно сослаться на многолетний опыт работ, то на проектируемых, строящихся и вводимых в эксплуатацию объектах для обоснования рациональной величины удельного расхода ВВ приходится опираться на упомянутые выше регламентирующие Таблица 1
Нормативный удельный расход ВВ на разрыхление скальных грунтов скважинными зарядами диаметром 105-243 мм при высоте уступа 8-14 м по СНиП и ГЭСН 81-02-03-2001 (Сб.3), кг/м3
Группы грунтов
IV V VI VII VIII IX X XI
0,29 0,35 0,41 0,47 0,54 0,58 0,64 0,69
источники. Нормативный удельный расход ВВ на разрыхление грунтов скважинными зарядами диаметром 105-243 мм на уступах высотой от 2 до 15 м, предусмотренный СНиП и ГЭСН-2001 [1], отражен в табл. 1.
К сожалению, нормативы СНиП, ГЭСН и РНС, как это следует из анализа данных, приведенных в табл. 1, не учитывают требуемое качество дробления и рассчитаны на работу с предельными параметрами сетки скважинных зарядов. Они, как правило, не могут напрямую использоваться в качестве "расчетного" значения удельного расхода ВВ, под которым, в отличие от ранней практики, закрепленной в "Технических правилах ведения взрывных работ на дневной поверхности" [2], в настоящее время подразумевается величина удельного расхода ВВ, учитывающая, помимо свойств пород, требуемую (технологически обусловленную, заданную) степень дробления, заданный грансостав взорванной горной массы, либо регламентированное содержание отдельных ключевых фракций.
Поэтому при необходимости обеспечения технологически обусловленной степени дробления в отдельных наиболее ответственных случаях величина удельного расхода ВВ определяется по результатам экспериментальных взрывов. Но чаще всего при проектировании БВР обоснование рациональной расчетной величины удельного расхода ВВ осуществляется с привлечением той или иной аналитической методики.
В настоящее время при проектировании БВР на земной поверхности для расчета параметров многорядного короткозамедленного взрывания в условиях уступной подготовки массивов скальных пород наибольшее признание получила методика, разработанная в конце 60-х - начале 70-х годов прошлого века д.т.н. Рубцовым В.К., к.т.н. Плужниковым В.Ф. и Варениче-вым А. А. под научным руководством проф. Кутузова Б.Н.
Основу данной методики составляет предложенная В. К. Рубцовым и принятая в 1968 г. Межведомственной комиссией по взрывному делу (МВКВД) "Временная классификация горных пород по степени трещиноватости в массиве" [3].
Трещиноватость (блочность) естественных горных массивов и крепость слагающих их пород являются самыми существенными природными факторами, влияющими на характер взрывного разрушения скальных массивов и грансостав взорванной горной массы в условиях уступной отбойки. Причем блочность массивов играет приоритетную роль.
В качестве критериальной основы классификации принято среднее расстояние между смежными визуально различимыми трещинами на взрываемом участке массива.
40-летний опыт использования данной классификации в отечественной практике горновзрывного дела достаточно убедительно подтвердил ее эффективность.
Единственным, что представляется целесообразным сделать в порядке корректировки действующей классификации - это объединить I и II категории в одну категорию "сильнотрещиноватых" ("мелкоблочных") легковзрываемых массивов и расширить границы нынешней IV категории, приняв для нее диапазон расстояний между трещинами от 1 до 2 м (вместо существующего 1-1,5 м). Такое изменение позволило бы
упорядочить классификационные интервалы и упростить практическую визуализацию категорий трещиноватости. Само по себе сокращение количества категорий с 5 до 4 представляется вполне допустимым. Например, в шведской практике при расчете рациональных параметров БВР структурные и прочностные свойства взрываемых массивов, как правило, оцениваются параметром "rock constant", принимающим всего три значения (0,3, 0,4 и 0,5 кг/м3) [4].
В том случае, если предлагаемое объединение I и II категорий классификации МВКВД покажется радикальным и вызовет возражения, целесообразно хотя бы расширить границы I категории, включив сюда массивы горных пород со средним расстоянием между естественными трещинами до 0,2 м (вместо 0,1 м). Такое расширение позволит сделать I категорию "рабочей", тогда как сейчас к ней обращаются чрезвычайно редко.
Помимо трещиноватости и крепости взрываемой породы, при определении удельного расхода ВВ необходимо учитывать объемный вес породы, диаметр заряда и требуемое качество дробления.
Для оценки рациональной величины удельного расхода ВВ в методике Рубцова-Кутузова 1970 г. [5] используется формула:
q = 0,13yV7(0,6 + 3,3d • de)(0,5/dH)0,4к , кг/м3, (1)
где у - объемный вес породы, т/м3; f - коэффициент крепости породы по М.М. Протодъяконову; d, de, d н - соответственно диаметр заряда, м, диаметр средней естественной отдельности (среднее расстояние между трещинами в массиве), м, максимальный размер кондиционного куска (минимальный размер негабарита), м; к - коэффициент, обратный относительной мощности (работоспособности) используемого ВВ.
Весьма существенным элементом в (1) является отношение (0,5/dH)0,4, учитывающее требуемое качество дробления.
40 лет назад, когда синтезировалась зависимость (1), большие надежды и в СССР и за рубежом возлагались на внедрение циклично-поточной технологии (ЦПТ) разработки
скальных горных пород, для которой по предварительным оценкам тех лет максимальный размер кондиционного куска взорванной горной массы не должен был превышать 0,5 м (диаметр среднего куска 125-150 мм). Поэтому dH = 0,5 м был принят в (1) за своего рода "эталон". Однако, до настоящего времени ЦПТ не получила широкого признания в практике открытых горных работ. Как при разработке месторождений полезных ископаемых, так и на горно-строительных работах основные объемы работ выполняются с использованием цикличной технологии, основанной на использовании одноковшовых экскаваторов, мобильных погрузчиков и автотранспорта, позволяющих, в большинстве случаев, увеличить максимальные размеры кондиционного куска взорванной горной массы до 1-1,5 м.
Кроме того, многолетняя экспериментальная проверка показала довольно существенное несоответствие результатов расчетов по (1) экспериментальным данным - установлено, что расчеты по (1) в ряде случаев занижают величину удельного расхода ВВ на 20-60 %. Поэтому фактическая величина удельного расхода ВВ, например, на большинстве железорудных карьеров РФ, при максимальном размере кондиционного куска 1,2-1,4 м (диаметр среднего куска dc = 0,30,35 м), составляет 1,2-1,3 кг/м3 и выше (при к = 1), тогда как его величина, рассчитанная по ф.(1), не превышает 0,7-0,8 кг/м3.
Основной причиной данного несоответствия является чрезвычайно жесткий характер зависимости между удельным расходом ВВ и осредненным размером куска взорванной массы, заложенный в (1) в виде
dc ~q"2,5. (2)
(Примечание: здесь и ниже символ "~" обозначает прямую пропорциональность).
Поэтому в зарубежной практике при разработке моделей взрывного дробления горных пород и математического программного обеспечения соответствующих САПР и АСУ используются другие аналитические зависимости, существенно отличающиеся от (1) и (2). Например, в модели "Kuz-Ram", разработанной фирмой "Precision Blasting Services" (США) [6,
7], за основу принята зависимость, предложенная д.т.н. Кузнецовым В.М. [8], в которой ёс ~д"0,8.
Анализ экспериментальных данных [9] позволяет предложить для количественной оценки влияния удельного расхода ВВ на степень дробления горных пород взрывом уравнения:
где vн, Ve - содержание крупных фрагментов, превышающих определенный фиксированный линейный размер, соответственно, в горной массе и естественном массиве, %; с(с - средний диаметр куска взорванной горной массы, м; с1е, С, у -см. пояснение к (1); е - относительная работоспособность ВВ, определяемая отношением теплоты взрыва используемого ВВ к теплоте взрыва "эталонного" ВВ, в качестве которого целесообразно принять ВВ с теплотой взрыва 0Э = 1000 ккал/кг = 4,2 МДж/кг
где |<2| - модуль численного значения теплоты взрыва используемого ВВ в ккал/кг; |А| - то же в МДж/кг.
V = V (1- кдп),
ёс = 0,1(уёе)0,5(/ё)0,33/(вд),
(3)
(4)
О- = 10-310| = 0,24|А,
(5)
Удельный расход ВВ, д, кг/м куб.
Рис. 1. Зависимость среднего диаметра куска взорванной горной массы от удельного расхода ВВ при взрывании скважинных зарядов ВВ диаметром 250 мм в породах с коэффициентом крепости 1=12, у=2,6 т/м3. (11-У - категории массивов горных пород по трещиноватости по классификации МВКВД)
к, п, - эмпирические коэффициенты, зависящие от условий взрывания, в первую очередь - от трещиноватости массива и кре-пости пород, от диаметра заряда и других особенностей, характеризующих конструкцию заряда; к = 0,7-1,1, п = 0,33-0,66.
Графически уравнение (4) показано на рис.1.
При наличии обоснованной либо заданной (требуемой) величины кондиционного куска, с1к, (минимального размера негабарита, Сн), или среднего размера куска взорванной горной массы, сс, удельный расход ВВ рекомендуется определять по формулам:
д = 0,4(К )0,5( /ё )0,33/ё., (6)
д = 0,1(уё. )0,5( /ё )0,33/ ё., (7)
где сс - средний размер куска взорванной горной массы, м.
Коэф. крепости пород по М.М.Протодъяконову, Г Рис. 2. Зависимость эталонного удельного расхода ВВ, обеспечивающего минимальный (около 3 %) выход крупных (более 1000 мм) кусков горной массы от естественной блочности (трещиноватости) горных массивов и крепости образующих их пород (при диаметре зарядов 250 мм, высоте уступа 10-15 м, для пород с объемной массой 2,6 т/м3). !-У - категории блочности массивов по классификации МВКВД
В соответствии с исследованиями д.т.н. Рубцова В.К. [5] можно принять:
йс * 0, 25а?н, где йн = <97„/о. (8)
В табл. 2 представлены значения "эталонного" удельного расхода ВВ, с теплотой взрыва 1000 ккал/кг, рассчитанные по формуле (6) для зарядов диаметром 250 и 150 мм, обеспечивающие минимальный (около 3 %) выход крупных (более 1000 мм) кусков горной массы, в зависимости от блочности разрабатываемого массива и крепости пород (группы пород по СНиП), при высоте уступа 10-15 м и объемном весе пород у = 2,6 т/м3; При этом средний размер куска взорванной массы в развале составит примерно 250 мм.
На рис. 2 отражена зависимость эталонного удельного расхода ВВ от естественной блочности (трещиноватости) гор-
ных массивов и крепости образующих их пород для скважинных зарядов диаметром 250 мм при у = 2,6 т/м3.
63
На рис. 3 приведено сравнение средних диаметров кусков горной массы, прогнозируемых формулами (1) и (4).
Как видно из приведенных на рис. 1 и 3 графиков, при больших значениях q зависимости d^q) и v„(q) выполаживают-ся. Однако, аналогичное изменение экономического эффекта, достигаемого увеличением удельного расхода ВВ, не является столь очевидным, так как он (эффект) связан с необходимостью комплексного учета затрат по всем горно-технологическим и обогатительным процессам, зависящим от грансостава и разупрочнения взорванной горной массы. Можно лишь с уверенностью констатировать, что при опережающем росте цен на электроэнергию и другие традиционные энергоносители, сравнительно с ценами на ВВ, оптимальная величина удельного расхода ВВ в условиях уступной отбойки постепенно увеличивается. За последние 20 лет рост цены 1 кВтч электроэнергии в РФ примерно в 5 раз превысил рост цен на наиболее доступные ПВВ.
------------------------------------------- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. ГЭСН 81-02-03-2001. Государственные элементные сметные нормы на строительные работы ГЭСН-2001, Сб. №3 (Буровзрывные работы). Госстрой России, М., 2001, 54с.
2. Технические правила ведения взрывных работ на дневной поверхности. - М.: Недра. 1972, 240 с.
3. Временная классификация горных пород по степени трещиноватости в массиве (Применительно к взрывной отбойке на карьерах). ИГД им.
А.А. Скочинского. Межведомственная комиссия по взрывному делу. Информационный выпуск №199. - М.: Изд-во ИГД, 1968, 20 с.
4. Stig O.Olofsson. Applied explosives technolodgy for constraction and mining. Sweden, Nora Boctryckeri AB, 1988, 304 с.
5. Кутузов Б.Н., Рубцов В.К. Физика взрывного разрушения горных пород (Раздел 1). - М.: Изд-во МГИ, 1970, 182 с.
6. Calvin J. Konya. Blast Design. USA, Intercontinental Development Corp., 1995, 230 р.
7. Кузнецов В.А. Аналитическая оценка грансостава взорванной горной массы. Сб. "Взрывное дело", №91/48, М.: 1998, 280 с. (с.82-85).
8. Кузнецов В.М. Математические модели взрывного дела. С.о. Новосибирск, "Наука", 1977.
9. Кузнецов В.А., Ситник В.А. Регулирование степени дробления долери-тов при взрывной отбойке. “Энергетическое строительство”, 1969, № 6, с. 50-53.
і— Коротко об авторах-----------------------------------------------
Кузнецов В.А. - Московский государственный горный университет.
--------------------------- © В.К. Угольников, П.С. Симонов,
Н.В. Угольников, 2007
В.К. Угольников, П.С. Симонов, Н.В. Угольников
ПРОГНОЗИРОВАНИЕ ГРАНУЛОМЕТРИЧЕСКОГО СОСТАВА ВЗОРВАННОЙ ГОРНОЙ МАССЫ
Одной из основных задач ведения взрывных работ на карьерах является разработка метода проектирования рациональных параметров массовых взрывов, обеспечивающих максимальное использование энергии взрыва зарядов ВВ на дробление и достижение требуемой степени и качества дробления горных пород.
Результаты взрывных работ зависят от свойств взрываемого массива и технологии и параметров взрывных работ. Основными характеристиками пород, подвергающимся взрывному разрушению являются крепость и трещиноватость.
При оценке трещиноватости массива горных пород наибольшее распространение получил геометрический метод, заключающийся в непосредственном подсчете количества трещин, приходящихся на единицу длины. Степень трещиноватости массива горных пород характеризуется средним расстоянием между трещинами и содержанием в массиве отдельностей размером +300, +700, +1000 мм. На основании этих признаков предложена классификация скальных пород по степени трещиноватости и содержанию крупных кусков [1].
Оценка гранулометрического состава горной массы производилась фотолинейным методом до и после взрыва, а для описания использован логарифмически нормальный за-
