CC BY
119
15. Systems simulation - the art and science. Robert E. Shannon. Pren-tice-Hall, Inc., Englewood Cliffs, New Jersey, 1975.
|— Коротко об авторах---------------------------------------
Белин В.А., Потресов Д.К., Сапожников С.И. - Московский государственный горный университет.
--------------------------- © Г.В. Шубин, В.И. Хон, К.Ю. Авдеев,
Д.Х. Ильбульдин, В.В. Земсков,
Е.Н. Переверзев, 2007
Г.В. Шубин, В.И. Хон, К.Ю. Авдеев, Д.Х. Ильбульдин,
В.В. Земсков, Е.Н. Переверзев
ОПТИМИЗАЦИЯ ПАРАМЕТРОВ БВР
ПРИ ОТБОЙКЕ РУДЫ НА КАРЬЕРЕ «УДАЧНЫЙ»
На локальных участках западного рудного тела карьера «Удачный», где преобладает трещиноватость с мелкоблочной структурой, при применении типовых параметров БВР наблюдается переизмельчение значительной части взорванной руды. Большой выход сильно дроблёного материала уже на стадии взрывного разрушения негативно влияет в последующем на процесс её дальнейшей переработки в условиях обогатительной фабрики. Особенностью эксплуатации мельниц самоизмельчения на алмазодобывающих предприятиях является необходимость обеспечения их рудным материалом определённого фракционного состава, где содержание кусков руды мелкого размера (диаметр менее 100 мм) не должно превышать 50-60 %. Это связано с тем, что при увеличении количества мелкого материала резко ухудшаются показатели работы мельниц самоизмельче-ния и это, в конечном итоге, отражается на сохранности кристаллов алмазов при измельчении руды. Для нормальной работы обогатительной фабрики, согласно результатам ранее проведенных исследований [1], диаметр среднего куска
взорванной руды должен находиться в пределах 0,21-0,30 м. При этом выход кусков негабаритного размера диаметром 1,1,2 м должен быть минимальным, не превышая нормативных величин (не более 3-5 % объёма взорванного блока). В связи с вышеприведенными фактами для исключения переизмель-чения руды были оптимизированы параметры БВР с учетом структурных особенностей взрываемых блоков. Первоначальное управление кусковатостью руды на взрывном блоке осуществляется, как правило, с помощью геометрических параметров БВР, конструкции скважинных зарядов, использования различных типов ВВ и схем взрывания, замедлений между группами зарядов и т.д. В связи с переменчивостью горно-геологических условий и свойств отбиваемой руды на практике в процессе ведения горных работ приходится применять различные сочетания способов управления качеством взорванной горной массы. Наиболее доступным и простым является выбор оптимального расстояния между скважинами и рядами скважин (сеткой скважин) с установлением величин их перебура и удельного расхода ВВ для характерных участков рудной залежи.
Наибольший интерес представляет установление границ области с определённой интенсивностью дробления (куско-ватостью) или хотя бы зоны так называемого управляемого (регулируемого) дробления. Теоретическое решение этой задачи чрезвычайно сложно, так как одним из определяющих факторов процесса дробления является трещиноватость массива, поэтому для точного её решения нельзя использовать методы механики сплошной среды. Экспериментальные оценки зон дробления, выполненные различными методами, имеют значительный разброс. Однако в первом приближении можно считать, что при взрыве бризантных ВВ, находящихся в контакте со стенками зарядной полости, граница зоны радиальных трещин расположена на расстоянии 40-50 радиусов заряда от центра взрыва [2, 3, 4].
При ведении горных работ на карьере «Удачный» по проектной сетке расположения скважин (рис. 1) на нижних горизонтах западного рудного тела, как было указано выше, отмечается повышенный выход мелких фракций при взрывных работах.
Из приведенной на рис. 1 схемы видно, что значительная часть участков зон радиальной трещиноватости перекрывается аналогичными участками зон от соседних зарядов при массовых взрывах. Отсюда можно предположить причину выхода мелкой руды для трещиноватых мелкоблочных участков.
Из опыта ведения буровзрывных работ на карьере установлено, что простое увеличение сетки скважин не дало ожидаемого эффекта. При этом наблюдалась недостаточная проработка подошвы взрываемых уступов.
Поэтому, принимая во внимание то, что полный объём взрываемого блока подвергается полезному действию взрыва при расстояниях между скважинами и рядами скважин (а =Ь = 8 м), условный радиус взрыва отдельной скважины (1) на уровне подошвы уступа равен величине К = АВ/2. Так как расстояния между скважинами и рядами скважин равны (а = Ь),
Рис. 1. Схема разрушения блока при проектном расположении взрывных скважин
величина радиуса действия взрыва отдельной скважины может быть представлена выражением
К = АВ/2 = V 2а2 =л12=42 = л/32 = 5,65 м.
Кроме того, как было отмечено выше, граница зоны радиальных трещин находится в пределах 40-50 радиусов зарядов, что при диаметре заряда, равном 250 мм, соответствует величине порядка 5,0-6,25 м. То есть средняя величина зоны радиальных трещин Кср. = 45Кзар. = 5,63 м.
Увеличивая сетку скважин в соответствии с полученными радиусами, расстояние между соседними скважинами в ряду и рядами скважин принимается равным а = Ь = 11,3 м. Из рис. 2 видно, что при увеличении расстояния между скважинами до расчётной величины на уровне подошвы уступа появляется условная зона к - е - f - э, которая в недостаточной степени подвергается воздействию взрыва (зона недостаточного дробления). Именно в этой зоне возможна слабая проработка подошвы уступа. Для ликвидации указанной зоны нерегулируемого дробления необходимо размещение в ней дополнительного заряда ВВ в районе подошвы уступа с минимальным радиусом действия взрыва г, равным радиусу К действия основных скважинных зарядов (рис. 2).
Рис. 2. Схема разрушения блока при расположении взрывных скважин по предлагаемому способу
Таким образом, рекомендуемое расстояние между основными 1 и дополнительными 2 скважинами и рядами скважин, рассчитанное согласно [5], приведено на рис. 3. Предложенная схема на практике обычно называется «конвертной».
По предложенной схеме производится бурение основных 1 и дополнительных 2 скважин для размещения зарядов ВВ. Причём, в основных скважинах размещают эмульсионное ВВ, а в дополнительных - штатное ВВ. Увеличение глубины дополнительных скважин (ниже уровня подошвы уступа) позволяет разместить заряд ВВ в зоне образования порогов, образующихся при взрыве основных скважин. Кроме повышения качества дробления руды за счёт улучшения проработки уступа устраняется переизмельчение верхних слоёв рудного блока.
По правилам безопасности боевик для инициирования скважинного заряда должен располагаться на уровне (не ниже) линии подошвы уступа. При обосновании глубины пере-бура дополнительной скважины это положение играет немаловажную роль, так как для надёжности инициирования скважинного заряда определённая его часть должна быть размещена в области расположения боевика. Согласно опыту работы на карьерах АК «АЛРОСА» длину этой части заряда принимают равной 1,0 м. Устанавливают общий вес заряда в скважине, затем, вычитая из него количество взрывчатого вещества (ВВ), помещаемого в области нахождения боевика, и поделив оставшуюся часть ВВ на вместимость скважины, находят необходимую величину перебура дополнительной скважины. Величина заряда
1 1 1
Рис. 3. Конвертная схема размещения основных и дополнительных скважин на взрывном блоке
дополнительной скважины должна быть минимально достаточной для дробления горных пород, расположенных между основными скважинами в районе линии подошвы уступа для того, чтобы исключить образование непроработанных участков на подошве уступа. Объём горных пород, разрушаемых с помощью дополнительной скважины, может быть ограничен поверхностью сферы, радиус которой равен радиусу разрушения основной скважины. Тогда, приравняв величину удельного расхода ВВ в дополнительной скважине к удельному расходу ВВ основных скважин с учётом переходного коэффициента Кп, находят количество ВВ в дополнительной скважине Овсп.
Овсп. = % пЯ3 X д1 X Кп, кг, (1)
где Я - радиус дробления горных пород вокруг дополнительного заряда, м; д1 - удельный расход ВВ основных скважин, кг/м3; Кп - коэффициент выражает отношение теплоты взры-
ва первого и второго типа ВВ при переходе от эмульсионного ВВ к штатному ВВ.
В общем виде формула нахождения величины перебура в дополнительных скважинах будет иметь вид
1-пер = (% пЯ3 хд1 х Кп ) - Р/Р, м.
(2)
где Р - вместимость скважины, кг/п.м.
Сочетание размещения эмульсионного ВВ в основных скважинах и штатного ВВ в дополнительных скважинах улучшает качество дробления.
Несмотря на то, что скорость детонации эмульсионного ВВ не ниже, чем у штатных, а иногда и больше, при их равной массе данными ВВ совершается разная работа. Это объясняется тем, что эмульсионные и штатные ВВ обладают разной теплотой взрыва. Например, теплота взрыва наиболее часто применяемого эмульсионного ВВ «Иремекс 560» равна 3340 кДж/кг, а у штатного «Граммонита 79/21» - 4330 кДж/кг. Однако, увеличение количества эмульсионного ВВ в Кп раз, где Кп- переходный коэффициент, учитывающий различия в теплоте взрыва (Кп = Ошт.ВВ/Оэм.ВВ), не приводит к одинаковой степени дробления горных пород. Это объясняется тем, что штатные ВВ обладают лучшим бризантным действием. Так, при взрывании зарядов эмульсионного и штатного ВВ одинаковой приведенной массы в дополнительных скважинах, несмотря на то, что объёмы образованных при взрыве воронок получаются примерно равными, отчетливо прослеживается разница в степени дробления. У воронки, образованной взрыванием штатных ВВ, размер среднего куска взорванных горных пород раза в 1,5-2 меньше, чем у воронки, образованной взрывом эмульсионного ВВ. Поэтому в условиях камуфлета, к которому можно отнести условия работы ВВ в дополнительных скважинах, лучшего дробления можно добиться именно при использовании бризантных, то есть штатных ВВ.
Полученные расчётным путём величины могут быть скорректированы с учётом фактических результатов взрывов.
Рекомендуемые параметры БВР для ведения взрывных работ на нижних горизонтах западного рудного тела карьера «Удачный», с использованием схемы расположения
основных и дополнительных скважин приведены ниже в таблице.
Для контроля за качеством отбитой по предложенной технологической схеме руды с нижних горизонтов карьера проведены исследования кусковатости руды по двум массовым взрывам, произведенным 14 сентября (блок №464, гор. - 215 м) и
Рекомендуемые параметры БВР для сухих и обводнённых блоков по предложенному способу
Наименование Обводнённый блок Сухой блок
показателей Основные Вспомога- Основные Вспомога-
скважины тельные скважины скважины тельные скважины
ВВ Ирегель 1136Р Гранулотол Иремекс 560 Граммонит
Диаметр жины, м сква- 0,25 0,25 0,25 0,25
Величина бура, м пере- 2,0 1,7 2,0 2,0
Длина скважины, м 17,0 16,7 17,0 17,0
Сетка скважин, тах, м 11,0x11,0 11,0x11,0 11,0x11,0 11,0x11,0
Линейна плот-
ность 64,0 44,0 62,0 44,0
заряда, кг/п.м.
Масса заряда, кг. 860,0 120,0 830,0 130,0
Длина заряда, м. 13,5 3,0 13,5 3,0
12 октября 2006 г. (блок №470, гор. -230 м) на участках западного рудного тела. Кусковатость руды для каждого взрыва определялась не менее чем по трем фотографиям фотопла-ниметрическим методом согласно методике [6]. Результаты компьютерной обработки фрагментов фотографий навала отбитой руды по указанным массовым взрывам приведены на рис. 4.
Анализ результатов проведенных исследований по итоговым фотографиям для каждого взрыва показал, что средний размер куска в развале при массовом взрыве 14.09.06 г. составил 24,3 см, а при массовом взрыве 12.10.06 г. - 27,3 см. Преобладающим классом крупности для первого взрыва порядка - 31,7 %, для второго - 30,1 % соответственно явля-
лись куски руды размером от 20 до 40 см. Выход рудной мелочи (размер куска менее 10 см) в навале отбитой руды для первого
взрыва не превышает 26,6 %, для второго - 25,5 % соответственно.
Проведенными исследованиями гранулометрического состава навала руды непосредственно на взорванных блоках установлено вполне удовлетворительное качество её взрывной подготовки на карьере и соответствие требованиям дальнейшей переработки на обогатительном переделе.
размер куска взорванной рзды, см
'14.09.2006 ■ 12.10.2006
Рис. 4. Гранулометрический состав навала взорванной руды по результатам двух массовых взрывов (14.09.06 и 12.10.06)
Полученные результаты подтверждают достигнутую эффективность взрывной подготовки руды по скорректированным параметрам БВР.
----------------------------------------- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Адодин Е.Н., Круцкий А.А., Александров И.Н., Савицкий В. Б. Управление кусковатостью рудного материала подаваемого в каждую ММС с целью повышения ее производительности, стабильности работы и сохранения алмазной продукции. Рекомендации по акту внедрения 2-01 институт «Якутнипроалмаз» - Мирный, 2002, 16 с.
2. Азарович А.Е. О радиусе разрушения удлиненного заряда ВВ//В кн. Взрывное дело, 57/14, - М.: Недра, 1965, с. 105-112
3. Вовк А.А., Михалюк А.В., Белинский Н.В. Развитие зон разрушения горных пород при камуфлетных взрывах // Сб. Физико-технические проблемы разработки полезных ископаемых. 1973, №4, с. 39-45
4. Атчисон Т.К. Основы взрывного дробления // В кн. Открытые горные работы. - М.: Недра, 1971, с. 128-145
5. Друкованный Н.Ф., Куц В.С., Ильин В.И. Управление действием взрыва скважинных зарядов на карьерах. - М.: Недра, 1980, 223 с.
6. Методика фотопланиметрических замеров фракционного состава горных пород. - Мирный: Институт « Якутнипроалмаз»; 2004, - 24 с.
|— Коротко об авторах-----------------------------------------------
Шубин Г.В., Хон В.И., Авдеев К.Ю., Ильбульдин Д.Х. - Институт «Якутнипроалмаз»,
Земсков В.В., Переверзев Е.Н. - карьер «Удачный», УГОК.
