каждого килограмма выделяете« 279.6 л СО и 204 г С. в то время как при применении порэмита выделяется 39.7 л СО. при гранэмите - 33 л СО. при акватоле Т-20-25,2 - л СО.
Таблица 3
Состав продуктов детонации взрывчатых вешеств
Продукты детонации
11аимснованис ВВ Н20(пар), СО, СО,, N2, С.
л/кг л/кг л/кг л/кг г/кг
Гранллотол 246.6 274.6 35.8 147.8 204
Граммонит 30/70 465.9 142.6 65.2 239.7 -
Игданит 612 26 106 266 -
Акватол Т-20 600 25.2 112.9 211.6 -
Акватол ТН 653.1 - 102.6 218.9 -
Пор-чмит 1, 1А 641.8 19,7 69.4 206 -
Гранэмит 50/50 572,9 33 63 202.3 -
Снижение вредностей в продуктах детонации при применении акватолов. порэмита и гра-нэмита имеет большое значение, особенно для условий глубоких карьеров, где вопросы проветривания стоят особенно остро. Кроме того, в этом случае снижается вредное воздействие на окружающую среду.
В заключение следует отмстить, что широкомасштабное применение на отечественных карьерах прогрессивных технологий подготовки скальной горной массы к выемке, основанных на базе использования водосодсржащих и эмульсионных взрывчатых вешеств, позволит снизить затраты на взрывные работы в 2.5-3 раза по сравнению со штатными ВВ, улучшить экологическую обстановку в горнодобывающих регионах и повысить безопасность взрывных работ.
УДК: 622.235.431
Э.П. Артемьев, В.Н. Рождественский ИГД УрО РАН А.И. Ермолаев
УПРАВЛЕНИЕ ЭНЕРГИЕЙ ВЗРЫВА НА КАРЬЕРАХ
При открытой разработке крупных месторождений полезных ископаемых эффективность и безопасность ведения горных и взрывных работ в значительной степени зависят от своевременной и качественной постановки уступов и бортов карьеров в конечное положение. С увеличением глубины и сроков службы карьеров актуальность повышения устойчивости бортов возрастает, и все в больших объемах применяется специхтьная технология производства буровзрывных работ в приконтурной зоне с применением отрезных щелей.
Взрывная отбойка скальных пород на карьерах, как правило, гроизводится многорядным короткозамедленным взрыванием (МКЗВ), причем при отработке приконтурных целиков количество рядов скважин снижается до двух-трех, масса заряда ВВ. приходящаяся на ступень замедления, - до 0,5-1,0 т. отбойка производится на подобранный забой [2]. Это приводит к ухудшению качества дробления скальных пород, увеличению ширины развала и, как следствие, снижению производительности погрузочного оборудования, увеличению простоя карьеров.
Известно, что при взрывании скважинных зарядов удлиненными рядами в условиях их взаимодействия волны напряжений распределяются в массиве неравномерно. Их затухание во фронтальном направлении к удлиненном) ряду происходит, как от плоской волны, а во фланговом - как от цилиндрической, что обуславливает в ближней зоне взрыва величины наведенных
остаточных деформаций массива, различающиеся более чем на порядок 11). Следовательно, одним из эффективных способов снижения передачи энергии взрыва в массив является задание такого порядка взрывания зарядов при МКЗВ, который обеспечит исключение формирования плоского фронта волны напряжений в ближней зоне взрыва.
Определение зависимости величин наведенных остаточных деформаций от степени взаимодействия зарядов было проведено на карьерах Качканарского ГОКа, разрабатывающих вязкие трудновзрываемые породы типа пироксенитов, при взрывании технологических блоков схемами МКЗВ при трех-пятирядном разбуривании со следующими параметрами буровзрывных работ: глубина скважин 16-20 м, диаметр - 150 мм, сетка скважин (5.5-г6,0) х 5.0 м2, масса заряда в скважине - 540*565 кг, удельный расход ВВ 1,1-5-1,5 кг/м3. Остаточные деформации массива определялись по результатам измерений на профильных линиях из забивных реперов, ориентированных нормально к простиранию уступа в тыл массива Степень взаимодействия скважинных зарядов и порядок их взрывания изменялся как в ряду скважин, так и между рядами путем соотвстствующе-ю монтажа участковой взрывной сети из детонирующего шнура (ДШ) (см рис. 1).
Для сравнения изучали действие взрыва при однорядном КЗВ наклонных под углом 7>° к горизонту скважинных зарядов на подобранный забой и подпорную стенку из взорванной горной массы шириной (по верху) 5-12 м.
По полученным результатам исследуемые схемы МКЗВ можно разбить на три группы
- наибольшие величины наведенных остаточных деформаций в массиве наблюдаются при взрывании однорядным КЗВ на подпорную стенку из взорванной горной массы. МКЗВ диагональными схемами с т = 1,2 (см.рис. 1, а) и пологими диагональными схемами с т = Х.О (см.рис. 1, б) и интервалом замедления между рядами т = 20 мс. При этом порядке взрывания скважинных зарядов величины горизонтальной составляющей остаточных деформаций на расстоянии 15 м от последнего ряда скважин составляют 600-850 мм, а ширина зоны остаточных деформаций - 45*50 м;
- существенное снижение величины наведенных в массиве остаточных деформаций в 2.5-7,0 раз на расстоянии 15 м от последнего ряда скважин отмечено при взрывании однорядным К"ЗВ на подобранный забой и МКЗВ крутыми диагональными схемами с т = 8.0 (см.рис. 1, в) и т - 20 мс. Величины горизонтальных остаточных деформаций при этих схемах взрывания составляют 130-200 мм, а ширина зоны деформаций - 35*45 м.
Схемы взрывания скважинных «рядов (о. б. в. г):
m - относительное расстояние межд> одновременно взрываемыми «рядами в ;uiai опальном ряду; га = aAV. а - расстояние между скважинными зарядами в диагональном ряду из ДШ- W - расстояние между диагональными рядами из ДШ; ид.- начало детонации. Цифрами указан порядок инициирования зарядов в пределах призмы разрушения
- дальнейшее снижение величин наведенных остаточных деформаций наблюдается при взрывании крутыми схемами МКЗВ с m = 8,0 и т = 35 мс (см рис. 1, в) и с т - 8,0-:-14,0. т = 20 мс
(см.рис. 1, г). Величины горизонтальной составляющей остаточных деформаций при этом снижаются до 80 мм. а ширина зоны деформаций - до 25-^30 м.
Следует отмстить, что при взрывании технологических блоков с количеством рядов скважин более трех влияния подпорной стенки из взорванной горной массы на величину наведенных остаточных деформаций не отмечено. Основные технические показатели экспериментальных взрывов приведены в табл. 1.
Таким образом, одним из эффективных методов повышения устойчивости законтурного массива является применение схем взрывания, обеспечивающих независимую работу зарядов дробления двух приконтурных рядов скважин. В связи с увеличением интервалов замедления между смежными зарядами в этих схемах до 60-70 мс для исключения отказов скважинных зарядов, связанных с подбоем внугрискважинной сети, рекомендуется применение систем инициирования с внутрискважинными замедлителями типа "Нонель", "Эдилнн", "СИНВ".
Эффективность взрывания скважинных зарядов при МКЗВ с различными ожосжсльны-ми расстояниями между одновременно взрываемыми зарядами в диагональном ряду определялась также при дроблении крупноблочных вязких пород на карьерах Псрвоуральсксго рудоуправления. Результаты взрывания с различными т при удельных энергозатратах ВВ 5400-6400 МДж/м3 приведены в табл.2.
Таблица 1
Основные технические показатели экспериментальных взрывов
Способы взрывания скважинных зарядов
МКЗВ. m = 8.0
МКЗВ. m = 8.0 однорядное КВЗ на МКЗВ, m = 8.0 (крутая, см рис 1,в),
Показатели (пологая, см.рис 1, подобранный забой. (крутая, см.рис. 1, в) т = 35 мс
б) т - 20 мс т = 20 мс m = 8,0-14,0
ш = 20 мс (см рис. 1. г) т = 20 мс
Объем взрывной го-
рной массы, тыс м1 1573 130 836 1028
Сетка скважин.
МхМ 5.5 х 5.0 6.0 х 5.0 5.5 х 5.С 5.5 х 5.0
Удельный расход
ВВ. кг/м3 1.2-1.5 1.0-1.2 1.2-1.5 1.3-1.5
Средняя величина
горизонтальной со-
ставляющей остато-
чных деформаций в
массиве, мм на рас-
стоянии от послед-
него ряда скважин:
15м 610 205 165 80
20 м 330 120 85 40
Выход негабарита.
% 0.8 2.5 0,7 0,7
Объем обратного
выброса. % 5-7 2-4 2-4 0-0.2
Ширина юны оста-
точных деформа-
ций. м 45-50 40-45 35-40 25-30
Из табл. 2 следует, что с увеличением относительного расстояния между одновременно взрываемыми зарядами уменьшаются диаметр среднего куска взорванной горной массы и ширина развала. Наилучшее дробление пород и миниматьная ширина развала на карьерах Первоуральско-го РУ. так же, как и на карьерах КачГОКа. наблюдаются при больших т (т = 5-^8).
Улучшение показателей качества массовых взрывов объясняется следующим:
Таблица 2
Показатели качества массовых взрывов
Показатели in
1,0-1.2 1.8-2.0 3.0-4.0 5.0-8.0 и более
Диаметр среднего куска взорванной горной массы, м Ширина развала породы, м 0.50-0.60 55-65 0.50-0.60 55-45 0.50-0.60 45-35 0.50-0.60 35-25
При мгновенном взрыве двух или более близко расположенных зарядов ВВ разрушение среды происходит по линии одновременно взрываемых зарядов. В этом случае процесс взаимодействия неблагоприятно влияет на дробление, развал горной массы, так как отрыв породы происходит до того, как трещины от каждого из взрываемых зарядов разовьются в полной мере, а поршневое действие газов еще не достаточно велико. В этом случае происходит сложение скоростей смещения породы от действия каждого из зарядов, что увеличивает результиру ющую скорость породы в сторону свободной боковой поверхности взрываемого уступа.
С увеличением расстояния между одновременно взрываемыми зарядами взаимодействие между ними снижается, результирующая скорость выброса породы уменьшается, что способствует улучшению качества дробления пород и снижению ширины развала. Снижение ширины развала и повышение качества дробления крупноблочных пород без снижения устойчивости бортов уступов позволяет повысить производительность и снизить простои погрузочного и горнотранспортного оборудования на открытых горных разработках
БИБЛИОГРАФИЧЕСКИЙ СПИСОК
\ . Абрамов ПЛ., Картузов МИ.. Власов В.Г. Влияние направления взрывной отбойки на величину остаточных деформаций массива горных пород // Горный журнал. - 1985. - /6 9.
2. Картузов МИ., Абрамов Н.Л. Закономерности распространения деформации пород у предельного контура на Соколовском карьере ССГПО при массовых взрывах // Повышение эффективности буровзрывных работ; Тем. сб. науч. тр. /ИГД МЧМ СССР - Свердловск. 1986 - Вып 82.
УДК 622.235+23.02
А.Г. Петрушин, М.А. Азанов, H.H. Лещуков
ИССЛЕДОВАНИЕ ЗАВИСИМОСТИ КОЭФФИЦИЕНТА РАЗРЫХЛЕНИЯ ОТ ГРАНУЛОМЕТРИЧЕСКОГО СОСТАВА РАЗРУШЕННОЙ ПОРОДЫ И ЛНС ЗАРЯДОВ ВВ
При отбойке горной породы удлиненными зарядами па ограниченную компенсационную полость происходит запрессовка разрушенной породы, если не выдержаны размеры компенсационной полости с учетом коэффициента разрыхления, зависящего от гранулометрического состава разрушенной породы.
Коэффициент разрыхления разрушенной породы можно определить по формуле
Чрсир « Уо Ун . (1)
где /„-объемный вес породы; у„- насыпной вес породы
Известно 11], что на величину насыпного веса влияют удельный (объемный) вес материала. кру пность его частиц и соотношение в материале содержания фракций разной крупности (т.е. гранулометрический состав): степень влажности; плотность укладки частиц или степень уплотнения.