CC BY
114
-------------------------------------------- © В.Н. Рождественский,
2004
УДК 622.235
В.Н. Рождественский
ОПЫТ ПРИМЕНЕНИЯ СИСТЕМ НЕЭЛЕКТРИЧЕСКОГО ИНИЦИИРОВАНИЯ СКВАЖИННЫХ ЗАРЯДОВ ПРИ ДРОБЛЕНИИ СКАЛЬНЫХ, ВЯЗКИХ ПОРОД ВЗРЫВОМ
ГТ ервоуральское месторождение тита-*-* номагнетитовых руд приурочено к меридионально вытянутым возвышенностям, называемым Магнитками. Наиболее рудными участками являются 2-3 Магнитки. Рудные площади этих Магниток представляют собой одну обширную полосу длиной 1800 м и шириной 150-300 м. Простирание рудной полосы примерно меридиональное, падение западное близкое к 90°.
Руды залегают преимущественно в виде различных вкрапленников, неравномерно и редко обогащенными мелкими шлирами и шлировидными прожилками. Наиболее частые размеры рудных шлир и прожилков 0,5-2,0 до 5 метров, редко они достигают 10 и более метров. Руды бедные, среднее содержание железа в добываемых рудах равно 15-20 %.
Вмещающие породы месторождения представлены габбро и горнблендитами. Горнблен-диты представляют собой грубозернистую, почти черную с зеленоватым оттенком породу, состоящую из роговой обманки. Горнблендиты обладают большой вязкостью. Вязкость обусловлена крупной зернистостью породы, вытянутой формы и весьма путаной ориентировкой зерен. Габбро обычно зеленовато-серого цвета и состоят из роговой обманки и полевого шпата.
По классификации проф. М.М. Протодья-конова горнблендиты и габбро являются крепкими, вязкими породами с коэффициентом крепости от 8 до 12. За последнее время в связи с отработкой более глубоких горизонтов на карьере отмечается увеличение крепости пород и руд до 14.
Месторождение неоднократно подвергалось тектоническим воздействиям, в результате которых на месторождении наблюдаются зоны смятий и смещений. Различная ориентировка трещин обусловила на месторождении непра-
вильную глыбовую отдельность, что усложняет ведение взрывных работ. Породы и руды месторождения относятся преимущественно к слаботрещиноватым. По мнению многих спе-циалистов-взрывников, породы этого месторождения являются одними из труднодробимых в России [1]. Более 70 % всех пород относятся к 1У-У категории трещиноватости.
Кроме того породы месторождения обводнены: высота столба воды в скважинных на верхних горизонтах колеблется от 0,5-2,0 метров, на нижних горизонтах, особенно при за-резке новых горизонтов, скважины могут быть полностью обводнены. Более 50 % взрывчатых веществ, расходуемых для заряжания скважин, являются водоустойчивыми.
Буровзрывной способ является определяющим при дроблении скальных пород и руд. Взрывные работы ведутся методом наклонных и вертикальных скважинных зарядов. Конструкция зарядов в скважинах сплошная. Сухая часть скважин заряжается граммонитом 79/21, обводненная гранулотолом. Обязательная забойка скважин производится буровой мелочью и отсевом. Инициирование ВВ в скважинах производится двумя нитками детонирующего шнура марок ДШ-А и ДШЭ-12 с навеской 12 грамм на метр; промежуточный детонатор две шашки Т-400 устанавливаются выше перебура в нижней части скважины. Монтаж поверхностной сети при многорядном короткозамедленном взрывании (МКЗВ) также производится детонирующим шнуром, замедления осуществляются пиротехническими реле. Интервалы замедления 35 мс, редко 20 и 50 мс, но при этих интервалах иногда имелись отдельные отказы.
Негабаритные куски размером +900 мм откладываются экскаватором во время погрузки и затем дробятся шпуровым методом. Макси-
мальные радиусы опасных зон по разлету осколков, обеспечивающих безопасность людей, составляют при взрывании скважинных зарядов 300-450 м, при взрывании шпуров - 200 м.
Погрузка горной массы осуществляется экскаваторами ЭКГ-5. Транспортирование отгруженной горной массы ведется с помощью электровозов, питание которых производится постоянным током напряжением 1650 вольт. Транспортирование горной массы производится в думпкарах 2ВС-105 грузоподъемностью 105 т на дробильно-сортировочный комплекс, где обогащается магнитным способом.
Необходимо отметить, что карьер расположен между двумя электрифицированными путями МПС России, что создает особые условия по наличию блуждающих токов в карьере.
Исследования, проведенные ИГД УрО РАН, Уралэнергочермет, ВНИИБТС, ВНИ-ИЖТ, показали, что характерной особенностью тяговых сетей карьеров является создаваемое ими мощное электромагнитное поле, вызывающее существенное повышение потенциала рельсов, шпал, балласта, земляного полотна, земли, заземляющих устройств, а также металлических коммуникаций, в том числе отключенных и заземленных участков контактных сетей соседних путей. Электрифицированные железнодорожные пути, особенно передвижные, в условиях современных карьеров ввиду специфичности открытых горных работ, зачастую содержатся в крайне неудовлетворительном состоянии. Вследствие этого сопротивление рельсовых стыков составляет 0,2-4,0 Ома, вместо 0,037 Ома по действующим правилам. К другим особенностям эксплуатации месторождения следует отнести большую протяженность карьера и его ширину, что связано с расположением рудных тел. Длина карьера в настоящее время составляет 3500 м, а ширина всего 300-600 м. По всей длине карьера расположены железнодорожные пути, энергетические коммуникации и металлические трубы, снабжающие станки пневмоударного бурения сжатым воздухом.
Проблема качественного дробления для предприятия (ОАО «Первоуральское РУ») являлась приоритетной на всем протяжении отработки месторождений, т.к. только при хорошей подготовке к экскавации пород и руд обеспечивается экономически целесообразная добыча полезного ископаемого. На первом этапе совершенствования буровзрывных работ
с целью улучшения качества дробления пород и руд уменьшали сетку скважин, увеличивали длину заряда ВВ в скважинах, т.е. увеличивали удельный расход ВВ. Опыт ведения буровзрывных работ на карьере показал, что наряду с некоторым улучшением качества дробления за счет увеличения выхода фракций 100-500 мм и снижения выхода негабарита, в большей мере увеличивается ширина и уменьшается высота развала, появляется выброс отдельных крупных кусков породы за пределы развала, способных повредить транспортные и энергетические коммуникации, расположенные на расстоянии 80-100 м от места взрыва.
Увеличение ширины развала на карьере привело к тому, что для сохранения коммуникаций задолго до момента взрыва требовалось демонтировать все коммуникации, а после производства взрыва восстанавливать их для обеспечения нормального функционирования работы погрузочно-транспорт-ного оборудования. При этом резко увеличились простои всего горного оборудования. Именно поэтому такой способ улучшения качества дробления не дал значительного экономического эффекта и был отвергнут после нескольких лет использования. Данные приведены в таблице.
В дальнейшем был выбран способ управления качеством подготовки скальных пород к выемке за счет более полного использования энергии взрыва на дробление и снижение доли энергии ВВ на разброс, развал породы и сейсмическое действие взрыва. Способ основан на использовании снижения эффекта взаимодействия между одновременно взрываемыми зарядами в схемах многорядного короткозамедленного взрывания при использовании детонирующего шнура и пиротехнических замедлителей.
В результате исследований было подтверждено, что максимальный эффект дробления пород и руд и минимальная ширина развала при удельных расходах, необходимых для качественного дробления скальных, вязких пород реализуется при минимальном взаимодействии одновременно взрываемых зарядов. Максимальный эффект снижения взаимодействия достигается в случае, когда относительное расстояние между одновременно взрываемыми зарядами равно 2а для легковзрываемых, сильнотрещиноватых пород, 2,5а для средневзрывае-мых и 3,0-3,5а для крупноблочных, трудно-взрываемых породах (а - принятое расстояние между скважинами в буровом ряду).
Сравнительные данные применения различных способов взрывания скальных, вязких пород на карьере ОАО «Первоуральское РУ»
Показатели Способ взрывания
Карьер 11-111 Магнитки Карьер IV Магнитки НСИ посква-
относительное расстояние между одновременно взрываемыми зарядами жинное, замедленное взрыва-
Ь=1,0-1,2а Ь=2,5-3,5а Ь=1,0-1,2а Ь=2,5-3,5а ние
Крепость пород 8-12 8-12 8-10 8-10 8-12
Категория трещиноватости Ш-У 111-У 11-1У 11-1У 11-1У
Диаметр скважин, мм 110, 130 130 130,215 130, 215 130, 215
Высота уступа, м 9-12 9-12 9-14 9-14 10-12
Угол наклона скважин, град 68-70 68-70 68, 90 68, 90 68, 90
Средний удельный расход ВВ, кг/м3 0,7-1,6 0,6-1,5 0,7-1,4 0,8-1,2 0,6-1,2
Ширина развала, м 40-80 30-40 40-50 25-35 15-25
Высота развала, м 6-8 8-10 6-8 7-10 10-12
Выход горной массы с 1 метра скважины, м3х) 6-10 6-12 6-20 6-20 10-22
Диаметр среднего куска взорванной горной массы, м 40-60 30-40 30-40 25-30 20-30
Выход негабарита (+900 мм) % 20-40 5-15 5-15 3-8 3-5
Состояние подошвы уступа (завышение), м 0,5-2,0 нет завышений 1,0-3,0 0,5-1,0 нет завышений
Заколы породы в тыл уступа, м 3-4 2-3 4-6 3-4 1-3
Угол наклона борта уступа после отгрузки породы, град 60-70 70-75 60-65 70-75 75-80
Средний объем массового взрыва, тыс.м3 10-15 15-20 10-15 20-25 15-20
Радиус разлета осколков 300-450 250-350 300-500 300-450 200-300
Объем переукладки ж/д путей, м 28 21 14 10
Производительность экскаватора, м3/смхх) 450-490 550-570 450-470 550-600 650-680
Коэффициент использования оборудования: экскаватора 0,38 0,41 0,35 0,38 0,41
ж/д транспорта 0,40 0,43 0,40 0643 0,49
Примечание: Ь - расстояние между одновременно взрываемыми зарядами при схемах МКЗВ; а - расстояние между скважинами в ряду, м; х) - диаметр скважин 0,13 ми 0,215м соответственно; хх) меры по отдельным взрывам при дроблении средне- крупноблочных пород.___________________________________
В результате внедрения исследований было установлено (см. таблицу), что улучшается качество дробления взорванной горной массы за счет уменьшения выхода негабаритных фракций, несмотря на некоторое снижение удельного расхода ВВ; уменьшается ширина развала в 1,2-1,6 раза, при увеличении высота развала в 1,1-1,2 раза. Снижается действие зарядов в тыл уступа и заколообразование, вследствии чего увеличивается угол наклона борта уступа на 2-
30 Резко сокращаются объемы демонтажных и восстановительных работ при подготовке и производстве массовых взрывов в 1,3-1,4 раза в сравнении с распространенными диагональными схемами с относительными расстояниями между одновременно взрываемыми зарядами равном (0,9-1,1)а [2].
Повышается производительность работы погрузочного и транспортного оборудования в забойном пространстве карьера. Улучшается
экологическая обстановка на карьере и вокруг него за счет уменьшения выделения вредных газов при зачистке развала бульдозерами и при уменьшении объемов вторичного дробления негабарита шпуровым методом.
Однако возможности схем МКЗВ с увеличенными относительными расстояниями между одновременно взрываемыми зарядами при применении детонирующего шнура и существующих средств замедления ( пиротехнических реле) были практически исчерпаны. Поэтому была высказана гипотеза о том, что для дальнейшего совершенствования качества дробления применить замедленное поскважинное взрывание зарядов при многорядном расположении скважин на взрываемом блоке. В этом случае заряды взрываются в своем заданном режиме и последовательности; каждый заряд обеспечивает максимальный радиус трещи-нообразования и большая часть энергии ВВ расходуется на дробление, а не на другие формы работы разброс породы, действие взрывных нагрузок в тыл уступа, сейсмическое действие.
Использование электрических способов взрывания зарядов было отвергнуто из-за наличия на карьере значительных величин блуждающих токов, обусловленных специфическим расположением карьера и применением электрифицированного железнодорожного транспорта [3].
Мировой опыт совершенствования буровзрывных работ показывает, что наметилась явная тенденция преимущественного применения неэлектрических средств и способов инициирования скважинных зарядов. Это вызвано тем, что за последнее десятилетие значительно усовершенствованы, разработаны высокоэффективные, безопасные и сравнительно простые в применении системы неэлектрического взрывания (НСИ) [4-8]. Стоимость новых средств взрывания немного выше, чем средства с использованием детонирующего шнура.
В результате поисков современных безопасных и сравнительно дешевых систем инициирования были выбраны отечественные системы СИНВ и Эдилин. Обе эти системы неэлектрического инициирования зарядов прошли весь цикл промышленных испытаний на горнорудных и угольных предприятиях России и допущены Госгортехнадзором РФ к постоянному применению - при использовании непредохранительных ВВ II класса.
Эти системы инициирования являются аналогами известных систем Нонель фирмы «Ди-но Нобель», «Прайдмадет», фирмы «Энсайн Бикфорд», «Эксель», фирмы «Ай-Си-Аи»,
«Динашок» фирмы «Динамит-Нобель». Российские системы соответствуют мировому уровню выпускаемых неэлектрических систем [7-8].
На основании анализа технических возможностей систем НСИ были выявлены следующие ее достоинства: возможность индивидуального замедления каждого заряда, возможность применения зарядов внутрисква-жинного инициирования в любой части удлиненного заряда; отсутствие бокового энерговыделения у проводника инициирующего сигнала, позволяющего исключить энергетические потери, связанные с возбуждением низкоскоростных процессов детонации в удлиненных зарядах особенно с применением современных водосодержащих и гранулированных ВВ; повышенная мощность капсюлей-детонаторов, обеспечивающая надежное инициирование шашек-детонаторов в условиях любой степени обводненности.
Кроме того система неэлектрического инициирования не содержит инициирующих ВВ; не чувствительна к блуждающим токам , статистическому электричеству, электромагнитным импульсам, включает неразрушающую ударно-волновую трубку, не чувствительную к скользящему под углом 30° удару плоского стального ударника с энергией до 500 Дж как по капсюлю-детонатору, так и по ударноволновой трубке.
Подача инициирующего импульса осуществляется по ударно-волновой трубке (УВТ). УВТ представляет собой гибкую пластиковую трубку, состоящую из нескольких слоев полиэтилена специальных марок. На поверхность внутреннего слоя нанесен порошкообразный взрывчатый материал. Наружный диаметр УВТ составляет 3,5 мм, масса взрывчатого материала на 1 м всего 20 мг. Усилие на разрыв не менее 200Н, относительное удлинение с сохранением работоспособности (передачи детонации) при температуре ±10-35 0С не менее 100 %. Инициирование УВТ приводит к образованию устойчивого процесса детонации, распространяющегося внутри трубки со скоростью около 2 км. Давление в потоке продуктов взрывного процесса не превышает 5 МПа, что достаточно только для инициирования капсюля детонатора. Боковое энерговыделение у УВТ отсутству-
ет, ее целостность при срабатывании (передаче детонации) сохраняется до момента детонации ВВ в скважине.
В качестве боевиков при применении системы СИНВ используются шашки типа БДШ-800У, имеющиеся специальное посадочное место под капсюль детонатор. Для надежной фиксации капсюля в посадочном месте шашки необходимо, чтобы его гильза полностью входила в глухое отверстие шашки, а конец резиновой втулки размещался в сквозном канале.
Капсюль детонатор представляет из себя гильзу из алюминиево-магниевого сплава или из стали с томпаковым покрытием, внутри которого размещены замедлительный и инициирующие элементы и основной заряд. Инициирующий элемент выполнен без использования взрывчатых веществ. Использование других элементов инициирования заряда, например, применение шашек Т-400Г, на наш взгляд неоправданно, т.к. усложняет установку капсюля детонатора.
Исследованиями установлено, что при нижнем расположении промежуточного детонатора (ИД) с детонирующим шнуром в скважине происходит детонация заряда ВВ с пониженной скоростью (частичное выгорание заряда), связанное с воздействием на заряд ВВ нитей ДШ проходящих вдоль заряда к ИД. Наибольшие потери возникают при взрывании скважин диаметром 70-110 мм [9]. Замеры скорости детонации зарядов ВВ при инициировании их от нитей ДШ показывают, что при этом в зарядах возбуждается низкоскоростная детонация, а не взрывчатое превращение. Режим детонации при этом нестабилен и теряется от 40 до 70 % энергии заряда [9]. Установка ПД верхней части не обеспечивает надежную детонацию для всего удлиненного заряда особенно при заряжании ВВ различной степени водостойкости.
Внедрение систем НСИ с нижней установкой боевиков позволило устранить негативное влияние «выгорание» заряда ВВ в скважинах и использовать большую часть энергии заложенного в скважину взрывчатого вещества.
Использование системы НСИ с различным временем замедления и путем соединения их в определенной последовательности позволяет получить заданный порядок инициирования зарядов, обеспечивая требуемую направленность действия взрыва развала. Кроме того, практически осуществляется поскважинное за-
медленное взрывание зарядов ВВ на массовом взрыве.
Применение системы СИНВ позволило упростить работу взрывников и привело к сокращению числа специалистов, участвующих в монтаже взрывных сетей. Взрывперсонал за три года работы с НСИ накопил достаточный опыт использования. Однако нельзя не отметить, что внедрение этой системы не позволило пока полностью исключить отказы на массовых взрывах. Значительное число отказов было при использовании системы СИНВ, поэтому с октября 2002 г. более широкое распространение получила система Эдилин, которая позволила устранить некоторые недостатки.
Анализ причин отказов показал, что основной причиной их явились ошибки допущенные при монтаже (человеческий фактор). Кроме того, причиной отказов явилось повреждение магистральных волноводов осколками разлетающихся при взрыве отдельных частей соединительных элементов.
Работники карьера для устранения этого недостатка закрывают соединители специальными конвертами, изготовленными из бумажных мешков из под ВВ. В настоящее время разработчики НСИ внедряют новые конструкции соединителей, которые позволят снизить разлет осколков соединителей и исключить подбой магистральных сетей.
Общим недостатком систем НСИ является отсутствие возможности дублирования схемы монтажа взрывной сети и зачастую неудовлетворительное качество изготовления отдельных элементов. Однако, несмотря на отмеченные недостатки эти системы будут успешно внедряться при дроблении скальных пород и руд крупноблочного строения и вытеснят использование детонирующего шнура на большинстве предприятий России [4,6-8].
Результаты внедрения поскважинного замедления зарядов с помощью системы СИНВ и Эдилин приведены в таблице и в целом положительно сказались на работе предприятия:
1. Позволили улучшить качество дробления пород и руд за счет более полного использования энергии ВВ в скважинах. Снизить выход негабарита и получить более равномерное дробление.
2. За счет более полного использования энергии ВВ в скважинах появилась возможность увеличить выход горной массы с 1 м скважины без ухудшения качества дробления
при применяемых ранее удельных расходах ВВ.
3. При инициировании зарядов с нижней части скважины удалось ликвидировать завышение подошвы и уменьшить величину разлета отдельных осколков породы, а также снизить величину заколов в тыл уступа, уменьшить величину ударно-воздушной волны.
4. Увеличить угол наклона борта уступа после отгрузки горной массы до 75-80°.
5. За счет резкого уменьшения веса одновременно взрываемых зарядов ВВ в блоке снизилось сейсмическое воздействие на здания, сооружения и борта карьера.
6. При уменьшении развала взорванной горной массы повысилась устойчивость и надежность работы транспортной системы карьера, что позволило:
- обеспечить минимальные затраты времени и трудовых ресурсов, гарантирующих бесперебойную работу транспортного комплекса;
1. Васильев М.В., Зотеев В.Г., Морозов В.Н. Прогноз блочности пород рудных месторождений //Физ.-техн. пробл. разраб. полезн. ископаемых . - 1977. - № 6 -С.26-31.
2. Галъянов А.В., Рождественский В.Н. Трансформация структуры горных массивов при взрывных работах на карьерах. - Екатеринбург. ИГД УрО РАН. - 1999. - 140 с.
3. Граевский М.М. Защита зарядов взрывчатых веществ от преждевременных взрывов блуждающими токами. - М.: Недра, 1987. - 381 с.
4. Нонель. Инструкция по применению. 1998.
5. Барон В.Л., Контор В.Х. Техника и технология взрывных работ в США. - М.: Недра, 1989. - 376 с.
- снизить объемы демонтажных и восстановительных работ железнодорожных путей, связанные с производством массовых взрывов;
- сократить простои железнодорожного транспорта в ожидании готовности подготовки транспортных и энергетических коммуникаций к нормальной эксплуатации;
- снизить затраты на ремонты путевой решетки при демонтажных работах особенно в весенне-зимний период;
- уменьшить число опасных ситуаций, возникающих при эксплуатации восстановленных после взрыва железнодорожных путей, уменьшить число сходов транспорта;
- повысить коэффициент использования погрузочно-транспортного оборудования за счет улучшения качества дробления, снижения ширины развала, повышению безопасности эксплуатации железнодорожного транспорта.
7. Улучшилась экологическая обстановка в забойном пространстве карьера и вокруг него.
----------------- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
6. Достижение фирм Швеции в области бурового оборудования и производства взрывчатых материалов / С.А. Поздняков, В.А. Соснин, А.В. Старшинов и др.//Горн.журн.- 2000. - № 8. - С.38-41.
7. Ильин А.М. Взрывное дело в России на рубеже веков, проблемы, состояние перспективы //Открытые горные работы. - 2000. - № 4. - С.30-33.
8.Выбор рациональных способов инициирования скважинных зарядов /Э.И.Ефремов, Б.Н. Кутузов, П.В. Швыдко и др.//Горн.журн. - 2000. - № 8. - С.25-28.
9. Кук М.А. Наука о промышленных взрывчатых веществах. - М.: Недра, 1980. - 453 с.
— Коротко об авторах ---------------------------------------------------------------
Рождественский Владимир Николаевич - старший научный сотрудник, кандидат технических наук лаборатории открытой геотехнологии Института горного дела УрО РАН.
S2
