CC BY
60
Рис. 1. Граф шки зависимости производительности мельницы ММС 70х23СЕт^ШаИОНйАР1Г|1уЗки при переработке экспериментальной и
штатДОКЛАД НА СИМПОЗИУМЕ "НЕДЕЛЯ ГОРНЯКА -
2001"-------------------------------------------
МОСКВА, МГГУ, 29 января - 2 февраля 2001 г.
© В.Н. Сытенков, П.А. Шеметов, 2001
УДК 622.271:622.73
В.Н. Сытенков, П.А. Шеметов
УПРАВЛЕНИЕ КАЧЕСТВОМ ВЗРЫВНОГО ДРОБЛЕНИЯ ГОРНОРУДНОЙ МАССЫ В ГЛУБОКИХ КАРЬЕРАХ
П
ри взрывном дроблении горных пород главным управляемым параметром является размер среднего куска горной массы, влияющий на удельное сопротивление разрушенного массива копанию, коэффициент разрыхления пород при выемочно-погрузочных и транспортных работах, удельные энергозатраты на последующее механическое дробление и измельчение. В целом качество взрывного дробления горных пород предполагает минимальные затраты на добычу и переработку полезного ископаемого, а уменьшение среднего размера куска взорванной горной массы достигается в основном за счет увеличения удельного расхода ВВ. При этом в глубоких карьерах возникает противоречие между качеством дробления, обеспечивающим заданный средний кусок взорванной горной массы, и сейсмическим воздействием на инженерные коммуникации и объекты карьера.
Первая поставленная задача по качеству дробления в глубоком карьере Мурунтау решена следующим образом. В результате исследований по оптимизации энергозатрат в технологических потоках карьерах получены формулы предлагаемые авторами для расчета параметров буровзрывных работ исходя из минимального набора физикомеханических характеристик горных пород и параметров выемочно-погрузочного оборудования, что позволяет обеспечить заданный средний кусок взорванной горной массы.
Вычисляем оптимальный (с точки зрения энергозатрат) размер среднего куска взорванной горной массы по эмпирической формуле, полученной на основе обработки экспериментальных данных энергоемкости выемочно-погрузоч-ных работ [1]:
^ср.опт = 0,08 + 0,75 103 5сж + 2 10 3Кк, м,
где Зсж - - предел прочности пород на сжатие, МПа; Ук -
вместимость ковша экскаватора, м3.
Удельный расход ВВ с целью получения среднего куска заданного размера определяется по формуле, полученной в результате обработки многочисленных экспериментальных данных:
Чп (3,3*10 ^сж'1п ^ср.опт)'Квв, кг/м ,
где Квв - коэффициент перевода от аммонита № 6ЖВ к практически используемому типу ВВ.
Остальные параметры БВР (диаметр скважины, вес заряда в скважине, расстояние между скважинами и т.п.) определяются по известным методикам.
Предлагаемые формулы позволяют рассчитывать параметры для конкретных условий, а не принимать их усредненные значения по таблицам с использованием значительного количества поправочных коэффициентов.
При этом на сложноструктурные месторождения характеризуются широким диапазоном изменения физикомеханических свойств (8сж = 60-160 МПа) и блочности (от 0,2 м до 1,0 м и более) пород, а в различных зонах месторождения минеральное сырье имеет различные потребительские свойства. Отработка таких зон может вестись различным выемочно-погрузочным оборудованием с индивидуальными технологическими и конструктивными параметрами. Поэтому в идеальном случае для каждой природно-технологической зоны месторождения и набора механизмов в технологическом потоке на основе анализа горно-геологических характеристик месторождения, технических условий на поставляемое минеральное сырье и ограничений на уровень воздействия горного производства на окружающую среду формируются требования к параметрам БВР.
В частности, при открытой разработке месторождений Мурунтау, Кокпатас и Даугызтау выделяют рудную, рудно-породную и породную зоны, отличающиеся друг от друга по размерам, строению и степени насыщенности массива рудными телами. Так, в рудной зоне более 50 % горной массы составляет товарная руда, сосредоточенная в массивных мощных рудных телах и участках простого строения. Остальная горная масса представлена главным образом забалансовой рудой (более 40 %) и лишь незначительная часть (менее 10 %) - породой. Рудно-породная зона лишь на 20 % состоит из товарной руды, сосредоточенной в маломощных рудных телах и участках сложного и весьма сложного строения. Остальную горную массу в этой зоне составляют забалансовая руда и пустая порода (по 30-40 %). В породной зоне товарная руда практически отсутствует.
С позиций конечной цели добычи полезного ископаемого взрывное рыхление в рудной зоне рассматривается не только как процесс подготовки ее и выемочнопогрузочным работам, но и как первоначальный этап процесса переработки, предшествующий механическому дроблению и измельчению [1]. Рыхление массива в породной зоне преследует своей целью обеспечение главным образом эффективной работы выемочнопогрузочного оборудования, а в рудно-породной зоне в этому процессу предъявляются те же требования, что и в рудной зоне.
Рис. 2. Взрывные блоки трапециевидной, треугольной и вытянутой формы с одинаковым числом скважин: О - местоположение охраняемого
Г лавным управляемым параметром БВР в рассматриваемом случае является размер среднего куска разрыхленного рудного массива. Известно, что с увеличением размера среднего куска при прочих равных условиях энергетические, а следовательно и материальные, финансовые и трудовые затраты на бурение и взрывание уменьшаются, на выемочно-погрузочные работы, транспортировку, дробление и измельчение - возрастают. Суммарные энергозатраты в этом случае являются наиболее приемлемым критерием оценки, а рациональная степень дробления горного массива размера будет определяться их минимумом в каждом технологическом потоке.
Для системы «карьер - завод» исследованиями рекомендованы рациональные параметры БВР в рудной зоне карьера, обеспечивающие минимум затрат: диаметр заряда 215,9 мм, сетка скважин 5,6х5,6 м, удельный расход ВВ для средневзрываемых руд 0,7-0,9 кг/м3 (средний размер куска разрушенной руды 0,05^0,08 м), трудно-взрываемых - 0,9-1,0 кг/м3 (средний размер куска разрушенной руды 0,08^0,10 м). Внедрение этих параметров в практику работы карьера Мурунтау позволило увеличить производительность: дробилок крупного дробления на 20 %; среднего и мелкого дробления на10-15 %; шаровых мельниц на 4-6 %; сокращение расхода шаров в среднем на 5-8 % [1].
Взаимосвязь производительности мельницы ММС 70х23 с шаровой загрузкой при переработки штатной и экспериментальной руды приведена на рис. 1.
Горная масса из породной зоны доставляется внешние отвалы автомобильным или автомобильно-конвейерным транспортом. Перед погрузкой на конвейеры порода дополнительно измельчается в дробилках крупного дробления. Поэтому требования к степени дробления пород в обоих случаях будут различны. В табл. 1 приведены результаты определения качества дробления массива и удельного расхода ВВ, соответствующие минимуму энергетических затрат в соответствующих технологических потоках (высота уступа 15 м, экскаватор ЭКГ-15, автосамосвалы грузоподъемностью 170 т с электрическим приводом).
Вторая поставленная задача по защите ответственных инженерных сооружений от сейсмического воздействия без снижения разрушающего эффекта решена следующим образом. Взрываемому блоку придают вытянутую форму с зауженными концами, а блок ориентируют таким образом, чтобы длинная сторона совпадала с кратчайшим Таблица 1
ПАРАМЕТРЫ ВЗРЫВНОГО РАЗРУШЕНИЯ ГОРНОГО МАССИВА
16С
14С Э ксперим .4 Н X е ая руда
12С / 1 г' ф <
«¿ЮС X 4 80 н , 6С о и 5 40 И20 * /
г г ✓ < Шта тная руд а
Л /
0 С 1 С 2 & и Р ГО С 4 жа ме С 5 льнж. С 6С (Ы С
направлением на охраняемый объект.
Если взрываемый блок окружен двумя и более охраняемыми объектами, то блок ориентируют длиной стороной по направлению до ближайшего охраняемого объекта.
После того, как разбуриваемый блок ориентирован по направлению, ряды скважин в плане располагают под углом в диапазоне 45°-135° к линии кратчайшего расстояния до объекта.
Коммутацию взрывной сети осуществляют так, чтобы заряды в рядах скважин взрывались последовательно в направлении от выбранного охраняемого объекта.
Реализация разработанного способа ведения БВР позволяет:
• снизить динамическое воздействие на ближнюю группу объектов;
• определить сейсмически наименее опасные направления воздействия взрыва на близлежащие объекты;
• добиться равномерного сейсмического воздействия на группу охраняемых объектов за счет направленного выбора расстояний до охраняемых объектов и конструирования оптимальной схемы взрывной отбойки;
• графически конструировать на ЭВМ паспорта ведения буровзрывных работ внутри зоны близлежащих объектов с выдачей расчетных характеристик сейсмических воздействий в различных направлениях от центра площадки взрыва.
Размещение скважин в выбранном блоке, имеющем вытянутую форму с зауженными концевыми участками вдоль линии кратчайшего расстояния до охраняемого
Рудная зона Породная зона
стсж 100+120 стсж 120+140 Автомобильный транспорт Автомобильно-конвейерный транспорт
МПа МПа СТсж =80+100 МПа СТсж =100+ 120МПа СТсж =80+100 МПа СТсж =100+120 МПа
Средний размер куска, м 0,05+0,08 0,08-0,10 0,18-0,20 0,20-0,22 0,15+0,17 0,17-0,19
Удельный расход, кг/м3 1,0+0,83 1,0+1,1 0,45+0,53 0,53+0,60 0,50+0,58 0,58+0,65
Таблица 2
РЕЗУЛЬТАТЫ МАТЕМАТИЧЕСКОГО МОДЕЛИРОВАНИЯ СЕЙСМИЧЕСК|О1
ГОВОЗДЕИСТВИЯ НА ОБЪЕКТЫ КАРЬЕРА МУРУНТАУ
Конфигурация в фі.іниоіо поля
Количество
зарядов
сеисм ичі
А
Т рапециевидная
24
37,35
Ромбовидная (а=90°)
25
18,91
Ромбовидная (а=120 )
23
16,21
20,34
объекта, позволяет в сочетании с углами наклона рядов скважин добиться перераспределения выделяемой сейсмической энергии по ширине и длине взрывного поля. Последовательное инициирование рядов скважин от охраняемого объекта направляет поток сейсмической энергии в противоположную от него сторону. Эти приемы позволяют регулировать поток сейсмической энергии таким образом, чтобы воздействие на наиболее близко расположенный объект было минимальным, а на другие близлежащие объекты - практически безопасным при общем снижении сейсмических нагрузок в 2-3 раза.
Тем не менее, экспериментально установлено, что наибольшее воздействие сейсмических волн отмечается в направлении инициирования рядов скважинных зарядов. В качестве иллюстрации на рис. 2 изображены равновеликие по площади взрывные блоки различной конфигурации, а на рис. 3 - диаграммы направленности и величины сейсмического излучения от взрывов скважинных зарядов. Во всех случаях в расчетах принималось одинаковое количество скважинных зарядов и, следовательно, одинаковое количество ВВ.
Анализ диаграмм 1-5 (рис. 3), построенных методом математического моделирования по специально разработанным программам для ЭВМ, позволяет сделать вывод о том, что сейсмическое воздействие на охраняемый объект
/+■ / 1 1 + \ 1 4 1
І1 1 . 1 1І ’
1 1 1 і і Г
\ч +у
для взрываемого блока вытянутой формы существенно меньше по сравнению с блоками трапециевидной и треугольной формы. На блоках вытянутой формы с рядами скважин, расположенными соответственно под углом а = 90°, а ~ 45° и а ~ 135° к его длинной стороне, наибольшее сейсмическое воздействие имеет место при а = 90°, которое направлено в противоположную от охраняемого объекта сторону. Во всех остальных направлениях в секторах около 120° слева и справа от направления на охраняемый объект сейсмическое воздействие минимально и распределено относительно.
Разработанная сейсмобезопасная технология БВР реализуется на практике следующим образом.
1. Определяются натурными измерениями физикомеханические характеристики пород (плотность, коэффициент Пуассона, модуль Юнга, скорости продольной и поперечной волн, пределы прочности на сжатие и отрыв).
1. По известным методикам определяют рациональный диаметр скважин, удельный расход ВВ, сетку скважин и количество рядов скважин при соблюдении условия о том, что форма блока должна быть вытянутой с зауженными концами в направлении кратчайшего расстояния до охраняемых объектов.
2. Определяют время замедления между взрываемыми рядами скважин [2].
3. Рассчитывают путем математического моделирования на ЭВМ сейсмограммы или велосиграммы, по которым оценивают сейсмическое воздействие взрыва на объекты, находящиеся в зоне ведения взрывных работ.
4. Строят диаграммы плотности сейсмической энергии по различным направлениям и выбирают направления, по которым эта величина минимальна и коммутиру-
Рис. 3. Диаграммы направленности сейсмического излучения и величины сейсмического воздействия от взрывов зарядов на блоках различной конфигурации: 1,2,3,4,5 - для трапецеиводного, треугольного и вытянутого с расположением рядов скважин под углом 90о, 450 и 1350
ют ряды скважинных зарядов взрываемого блока таким образом, чтобы в сторону охраняемого объекта распространялся поток сейсмической энергии минимальной плотности.
В качестве примера рассмотрим реализацию сейсмо-безопасной технологии ведения БВР в карьере Мурунтау, где решалась задача предотвращения разрушения трех объектов, расположенных на борту карьера на расстоянии 150 метров от центра взрывного блока. При этом объект «В» расположен под углом 0°, объект «А» - под углом 22,5° и объект «С» под углом 45° к длинной оси блока. Сейсмостойкость объектов определили в 33 условные единицы. На блоках размещалось 23-25 скважинных зарядов.
Рассчитанные путем математического моделирования величины сейсмовоздействия и выводы о сохранности объектов при трапециевидной и при ромбовидной форме
взрывного блока с наклоном рядов скважин а = 90°, а = 120° представлены в табл. 2.
Анализ полученных данных показывает, что при взрыве блока трапециевидной конфигурации сейсмовоздействие выдерживает только один охраняемый объект «В», а два других разрушаются, а при удлиненной конфигурации взрывного блока сейсмовоздействие выдерживает вся группа охраняемых объектов, что может служить подтверждением достижения поставленной цели.
Таким образом, в результате выполненных исследований предложена методика расчетов и способ ведения взрывных работ, обеспечивающие целенаправленное управление качеством взрывного разрушения горного массива с учетом потребительских свойств минерального сырья и допустимого сейсмического воздействия на объекты глубоких карьеров.
1. Толстов Е.А., Сытенков В.Н., Филиппов С.А. Процессы открытой разработки рудных месторождений в
скальных массивах. Учебное пособие. Ташкент: Фан, 1999. - 276 с.
2. Быковцев А.С., Прохоренко Г.А., Сытенков В.Н. Моделирование
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
геодинамических и сейсмических процессов при разработке месторождений полезных ископаемых. Ташкент: Фан, 2000. - 271 с.
КОРОТКО ОБ АВТОРАХ
'■X Сытенков Виктор Николаевич - доктор технических наук, главный инженер Центрального Рудоуправления Навоийского ГМК. Шеметов П.А. - кандидат технических наук, главный инженер карьера Мурунтау Центрального РУ.
