CC BY
62
лярные напряжения приобретают положительные значения и по достижении предела прочности породы на разрыв обусловливают образование радиальных трещин и зоны регулируемого дробления. Граница этой зоны определяется пределом прочности на разрыв и соответственно растягивающими полярными напряжениями. Удвоенный радиус зоны регулируемого дробления можно интерпретировать как расстояние между скважинами при массовом взрыве на карьерах [3].
------------------------------------- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Кольский Г. Волны напряжения в твердых телах. - М.: Ил, 1955, 192 с.
2. Крюков Г.М., Глазков Ю.В. Феноменологическая квазистатическо-волновая теория деформирования и разрушения материалов взрывом промышленных ВВ. Отдельные статьи ГИАБ. М.: Изд-во МГГУ. 2003, №11. 67 с.
3. Крюков Г.М. Модель взрывного рыхления горных пород на карьерах. Выход негабарита. Средний размер кусков породы в развале. Отдельные статьи ГИАБ. М.: Изд-во МГГУ. 2005, №2, 30 с.
Коротко об авторах--------------------------------------
Крюков Г.М., Белин В.А., Дугарцыренов А.В., Дугарцыренова Э.А.,
Цэдэнбат А. - Московский государственный горный университет.
-------------------------------- © М.Б. Эткин, А.Е. Азаркович,
Е.И. Шифрин, 2007
М.Б. Эткин, А.Е. Азаркович, Е.И. Шифрин
ЗАКОНОМЕРНОСТИ ВЗРЫВНОГО ДРОБЛЕНИЯ
КРЕПКИХ КРУПНОБЛОЧНЫХ СКАЛЬНЫХ
МАССИВОВ СКВАЖИННЫМИ ЗАРЯДАМИ
НА КАРЬЕРАХ СТРОИТЕЛЬНЫХ МАТЕРИАЛОВ
Во взрывном деле сложилось устойчивое представлен ие о том, что при взрывании трещиноватых скальных массивов скважинными зарядами обычно возникают две зоны - зона регулируемого дробления, в которой, изменяя параметры БВР, можно направленно управлять крупностью дробления, и зона нерегулируемого дробления, в которой массив распадается на естественные, его слагающие, от-
дельности [1]. Схема расположения этих зон для уступной разработки представлена на рис. 1. В зону регулируемого дробления попадают части массива, находящиеся от оси зарядов на некотором горизонтальном расстоянии, равном радиусу дробления И, и определенная часть массива выше зарядов в области забойки, в которой проявляется торцевое действие скважинных зарядов на некотором расстояние г. В зону нерегулируемого дробления попадают периферийные части сетки расположения зарядов, в частности, «облицовка» откоса уступа и его верхняя часть, находящаяся выше верхних торцов скважинных зарядов на определенном расстоянии более г.
Для уточнения понятия о зоне регулируемого дробления целесообразно вводить количественную характеристику степени дробления и, соответственно, понимать под зоной регулируемого дробления до кусков размером не больше некоторого Г часть разрыхляемого взрывом скального массива, из которой в горную массу попадают куски размером меньше Г. При этом понятно, что размеры и объем зоны регулируемого дробления для кусков разного размера будут также различны.
Возможность качественной, а тем более количественной оценки влияния параметров скважинных зарядов на интенсивность дробления взрывом скальных массивов связана с необходимостью определенной схематизации действия скважинных зарядов, позволяющей численное определение значений R и г в различных условиях. Такая схема использована в работах [2 и 3]. Согласно ей при взрывании скважинных зарядов вВ, расположенных на уступе трещиноватого скального массива, форма зоны дробления до кусков менее некоторого размера для отдельного заряда условно принимается в виде вертикального (или наклонного) полуцилиндра с выпуклостью в сторону боковой открытой поверхности массива и близкой к плоской гранью по линии ряда одновременно действующих зарядов (рис. 1). Это соответствует физически и экспериментально обоснованному представлению о разрушении трещиноватых скальных массивов в направлении от заряда к открытой поверхности и, соответственно, увеличению степени дробления отдельностей при приближе-
нии к заряду. Полуцилиндрическая форма горизонтального сечения зоны дробления скважинного заряда согласуется с экспериментальными данными о том, что при боковой открытой поверхности уступа и многорядном короткозамедленном взрывании симметрия распространения разрушений от зарядов нарушается - разрушения направлены в сторону боковой открытой поверхности, а в тыльную сторону массива распространяются на небольшие расстояния в пределах зоны дробления напряжениями сжатия в прямой волне от зарядов последнего ряда.
Изложенные представления по схематизации процесса дробления скважинными зарядами скальных массивов в явной или неявной форме используются во многих исследованиях, однако обычно не доводятся до логического завершения - количественной оценки радиусов дробления для различных условий. Мы воспользовались тем, что схема позволяет выразить в общем виде (формулами) зависимость выхода некондиционных кусков различной крупности от радиуса дробления И, высоты уступа, параметров взрывания и содержания в массиве данных кусков. Решая полученные таким образом уравнения для фактических данных по конкретным взрывам относительно И, можно получить численные значения радиусов дробления для этих взрывов. Был использован обширный многолетний экспериментальный и производственный материал по взрывам скважинных зарядов при уступной разработке карьеров и котлованов, зафиксированный в технических отчетах института «Гидроспецпроект». Использованный фактический
Рис. 1. Схема условного расположения зон регулируемого дробления скального массива на куски до определенной крупности и нерегулируемого дробления при взрыве скважинных зарядов в условиях уступной отбойки: 1 - скважина, 2 - заряд, 3 - забойка, 4 - направление отбойки. Заштрихована зона нерегулируемого дробления
материал имеет весьма значительный объем, достаточную полноту сведений о трещиноватости массивов, параметрах взрывания и кусковатости горной массы, полученных по единым методикам измерений.
Всего по материалам многорядных (число рядов не менее 3) короткозамедленных взрывов по клиновым и трапециевидным схемам замедления в условиях строительства Саяно-Шушенской (парасланцы) и Курейской (долериты) ГЭС, Гиссаракского (известняки) гидроузла, Велишчайского (туфо-песчаники, аргиллиты) и Туполангского (известняки, доломиты, песчаники) водохранилищ, Рогунского (граниты), Жигулевского (известняки, доломиты), Сокского (известняки) карьеров и других объектов было получено 220 численных значений радиусов дробления до кусков различной крупности.
Полученный цифровой массив значений радиусов дробления был использован для получения зависимости значений радиусов дробления скважинных зарядов от влияющих на него факторов. Дополнительно были выполнены исследования с целью прямого определения радиусов дробления цементно-песчаных моделей до различной крупности материала при взрыве цилиндрических зарядов различного диаметра.
В итоге всего изложенного получена расчетная формула для определения радиуса дробления скважинных зарядов, имеющая вид
где 3 - диаметр заряда, м; Г > 0,10 м - максимальный размер куска в пределах зоны регулируемого дробления (кондиционный размер кусков); а - среднее расстояние между природными трещинами в скальном массиве, м; М - числовое выражение группы разрабатываемого массива по классификации [4] (бывшая классификация СНиП); е - переходный коэффициент от ВВ, принятого за эталонное (аммонит 6ЖВ), к используемому ВВ; А - плотность заряжания скважин, кг/дм3; Р (Ь) - поправка, учитывающая длину скважинных зарядов ^ которую рекомендуется принимать по зависимости
(1)
^(Х)= —— <1.
[(40^)]
(2)
Знание численных значений радиусов дробления скважинных зарядов позволяет при известных условиях и параметрах взрывания дать полный прогноз кусковатости горной массы и, назначая параметры, управлять ею в возможной степени.
При известных параметрах взрывания прогнозный выход кусков с размерами больше Г в горную массу для случая расположения N рядов скважинных зарядов может быть определен по формуле
ш1г+ше(м-\у
У+Г = у+г
У Н У е
1-5
N
%
(3)
где
содержание в скальном массиве отдельностей с максимальным размером более Г, определяемое по формуле, полученной в институте «Гидроспецпроект» в результате обобщения большого объема отчетных данных
Ге+Г= 100 ехр
(4)
Г
-{—У
в
%
при параметрах распределения Вейбулла масштаба вм = 1,4 а 1,25 и формы с = 1,653
где а - среднее расстояние между трещинами всех систем в массиве; В - относительная (к высоте уступа Н) высота зоны регулируемого дробления, составляющая
В = <1
(5)
где
Н
1за6 -длина забойки в скважине; Шш - относительная (к
величине ЛСПП Щ) ширина зоны регулируемого дробления для первого к откосу уступа ряда зарядов -
ж
Шв - то же (к размеру сетки скважин), для остальных рядов -
Шв=^-< 1, в
(7)
где в - расстояние между рядами зарядов, равное при равномерной сетке размещения скважин расстоянию между скважинами в ряду а; К1 и К2 - коэффициенты, обеспечивающие переход от значений И и г к средним значениям Ир и гр, принимаемые по графику рис. 2 в зависимости от отношения И/а.
Удельный расход ВВ при известных массе заряда О и шаге сетки расположения зарядов составляет
к,, к.
Рис. 2. Зависимость значений коэффициентов К и К2 от отношения радиуса дробления Я к расстоянию между зарядами а
<? = -
н
Жа + N-1 ■а2 N
,кг/м3.
Необходимо отметить, что изложенная расчетная схема и связанные с ней формулы (1-7) достаточны условны. Искажения могут вноситься неравномерностью природной трещиноватости массивов и, соответственно, распределения отдельностей в них, приближенностью принятой формы зоны регулируемого дробления и неучетом в явной форме эффекта короткозамедленного взрывания и возможного дополнительного дробления при соударении и падении кусков.
Используемые значения радиусов дробления имеют эмпирико-статистический характер, так как получены по результатам производственных взрывов. Такой подход имеет как преимущества, так и недостатки по сравнению с теоретическим. Преимущества заключаются в прямом использовании реальных производственных данных, при котором в значительной степени как бы «автоматически» компенсируются такие погрешности принятой схемы дробления, как неучет при расчетах эффекта короткозамедленного взрывания и дополнительного дробления кусков при их соударении и падении. Недостатком является то, что рассматривались лишь конечные результаты взрывов без учета действующих нагрузок и физических параметров разрушаемой среды, которая характеризовалась только ее горно-технологическими показателями. Тем не менее, на наш взгляд, ввиду сложности происходящих при взрывах явлений пока более надежен именно эмпирико-статистический подход.
Выполненное нами сравнение прогноза дробления скважинными зарядами по формулам (1-7) с результатами замеров фракционного состава горной массы для условий многих реальных взрывов в различных скальных массивах показало, что точность расчетной методики для оценки значений Ун+Г составляет ± 15 % фактического значения. Такая точность может считаться характерной для горнотехнических прогнозов с возможными существенными колебаниями исходных данных для расчета (в данном случае значений а и М) и оценки полученных результатов (в данном случае замеров фракционного состава по поверхности развала горной массы). При этом, по нашему мнению, можно судить о качественных и, приближенно, о количественных закономерностях
взрывного дробления скальных массивов скважинными зарядами.
Применим изложенную расчетную схему к актуальной задаче дробления крепких крупноблочных скальных массивов, имея в виду в первую очередь установление закономерностей дробления при изменении удельного расхода ВВ и диаметра скважинных зарядов. Будем при этом рассматривать воздействие взрыва на содержание в горной массе фракций материала с различными максимальными размерами. Под крепкими понимаются массивы, сложенные породами групп IX-XI по классификации [4], что соответствует значениям коэффициента крепости по М.М. Протодьяконову f >10, под крупноблочными - массивы со средним расстоянием между трещинами всех систем а > 1,0 м, т.е. категориям трещиноватости 1У-У классификации Межведомственной комиссии по взрывному делу.
Для конкретизации изложения численные расчеты по формулам (1-8) произведены для условий разработки зоны В карьера № 10 долеритов, обслуживающего строительство Богучанской каменно-набросной плотины на р. Ангара. Группа грунтов по классификации [4] - 9 (М = 9), среднее расстояние между природными трещинами скального массива а = 1,0 м, содержание в скальном массиве отдельностей с максимальным размером более Г = 1м согласно формуле (4) составляет Уе+1= =56 %; с размером более Г = 0,8 м Гв+0,8 = 67 %; с размером более Г = 0,6 м V*0,6 = 78 %; с размером более Г = 0,4 м Уе+0’4 = 88 %; с размером более Г = 0,2 м Уе+оа = 96 %. Высота уступа Н = 10 м, возможные диаметры скважинных зарядов с! = 0,22; 0,15 и 0,11 м. Используется грам-монит 79/21 (е = 1, А = 0,95 кг/дм3). Число рядов зарядов N = 6. Требования к горной массе, идущей на строительство плотины, предусматривают возможно более мелкую кускова-тость каменного материала.
Согласно формуле (1) радиус зоны регулируемого дробления при постоянстве прочих учитываемых факторов пропорционален диаметру зарядов в степени 2/3 и кондиционному размеру кусков Г в степени 1/2. Значения радиуса
дробления, отнесенные к диаметру заряда, с увеличением последнего заметно уменьшаются, с ростом величины Г -
,я Тг. 0
существенно увеличивается ( — ~ -щ-). Это указывает, что
кусковатость горной массы с увеличением диаметра скважинных зарядов при сохранении постоянным удельного расхода ВВ закономерно увеличивается. Ниже мы покажем эту закономерность на численных примерах.
Важнейший вопрос - определение зависимости кускова-тости горной массы от значений применяемого удельного расхода ВВ. Удельный расход ВВ как обобщающий показатель параметров взрывных работ может изменяться при постоянной высоте уступа несколькими способами:
1. Повышением степени заполнения скважин взрывчатым веществом (уменьшением длины забойки) при постоянных диаметре зарядов и сетке их расположения. При этом уменьшается объем зоны нерегулируемого дробления в верхней части уступа. Однако уменьшение длины забойки имеет ограничение из-за увеличения при этом дальности разлета кусков и снижения эффективности действия взрыва, и существует некоторое минимально допустимое значение длины забойки ^забтт , зависящее от длины скважинного заряда, крепости и блочности скального массива. Практикой ведения взрывных работ в крепких крупноблочных массивах установлено, что при длине скважинного заряда Ь>ЛЫ
= 18 6. При этом зона нерегулируемого дробления в верхней части уступа уменьшается, причем тем в большей степени, чем меньше диаметр зарядов. Таким образом, при стремлении увеличить удельный расход ВВ скважину заполняют ВВ в указанной максимально возможной степени.
2. Изменением (увеличением) диаметра зарядов при постоянной сетке их расположения. При этом ограничение на минимально допустимую длину забойки сохраняется - она должна расти с увеличением диаметра зарядов. Соответственно, объем зоны нерегулируемого дробления в верхней части уступа может даже увеличиться.
3. Сгущением сетки расположения скважинных зарядов при возможно более полном заполнении скважин ВВ. При этом
чаще всего существенно уменьшить значения ЛСПП не удается, они сохраняются практически постоянными, а расстояния между скважинами и рядами их уменьшаются в широких пределах. Такой способ при любом диаметре зарядов используют чаще всего при необходимости интенсифицировать дробление, и поэтому мы рассмотрим закономерности дробления для него.
На рис. 3 показаны расчетные зависимости содержания в горной массе кусков с размерами более 1,0; 0,8; 0,6; 0,4 и 0,2 м при разном диаметре зарядов от удельного расхода ВВ, изменяемого путем сгущения сетки расположения зарядов, для условий зоны В Богучанского карьера. Видно, что с ростом удельного расхода ВВ содержание в горной массе всех рассматриваемых фракций камня уменьшается при всех диаметрах заряда по закономерным криволинейным зависимостям, стремясь к некоторому минимальному значению, зависящему от учитываемого размера кусков и от диаметра зарядов. Чем крупнее размер кусков, тем при меньшем удельном расходе ВВ достигается этот минимум - сначала для кусков с размером более 1,0 м, далее последовательно для размеров более 0,8; 0,6; 0,4 и 0,2 м. С уменьшением диаметра зарядов при постоянном удельном расходе кусковатость горной массы закономерно уменьшается и возможный минимум содержания кусков более любого размера достигается при меньших значениях удельного расхода ВВ.
Физически существование минимума выхода кусков разного размера в горную массу, зависящего от размера кусков и диаметра скважинных зарядов, означает, что размер сетки скважин уменьшен до значения К1И, т.е. зона регулируемого дробления до заданного размера кусков включает весь разрыхляемый взрывом объем массива на высоте расположения зарядов, а зона нерегулируемого дробления сохраняется только в области разрыхляемого взрывом массива, прилегающей к верхней части забойки скважин, а также в «облицовке» откоса уступа, если не удалось в достаточной степени уменьшить ЛСПП.
Наименьший удельный расход ВВ, при котором достигается минимум содержания в горной массе кусков более заданного размера, может быть условно назван предельным
удельным расходом ВВ для кусков данной фракции. Из формулы (8) при а = К1И, где К1=0,95 согласно графику рис. 2, можно получить формулу общего вида для оценки значений предельного удельного расхода ВВ для разных фракций горной массы при условии, что ЛСПП больше размера сетки расположения зарядов (М > а = в) в виде
е
ч„ =-
н
0,95ЖД + 0,9Д2(7У-1) N
кг/м3
(9)
где масса скважинного заряда О принимается с учетом его диаметра и полного заполнения скважины с оставлением для забойки длины ^забтт и принятием рациональной длины пе-ребура скважин.
Прогноз минимально возможного содержания в горной массе кусков с размером более Г для рассматриваемого случая может быть выполнен по формуле (3) при подстановке в нее значения Шв = 1.
Если существует возможность обеспечить равномерное размещение скважинных зарядов во взрываемом массиве по условию М = а = в (например, при использовании наклонных скважинных зарядов), предельный удельный расход ВВ может быть определен по формуле общего вида
Яп = , кг/м3, (10)
Ш2
где значение О принимается аналогично формуле (9).
Отметим, что структура формулы (10) показывает: предельный удельный расход ВВ при постоянной высоте уступа
— 2/3
(aМd )
пропорционален комплексу параметров .
Минимальное содержание в горной массе кусков с размером более Г в условиях применения формулы (10) может быть прогнозно оценено по формуле
Р -0 4^/?
у+г =Г+г-^^-—1——> 0% (11)
Я.ГШП е ц ’ ’ V /
где 0,45 максимальное рациональное значение коэффициента К2 согласно графику рис. 2.
В таблице приведены численные расчетные значения величин (7п и Гн+^п для рассматриваемых условий.
Расчетные показатели д„ и для условий зоны В
Богучанского карьера
d, м Г, м М, м О, кг Значения цп, кг/м3 Значения , %
по формулам
(9) (10) (3) (11)
0,22 1,0 6,6 292 1,06 1,11 12,8 11,7
0,8 1,31 1,41 17,5 15,3
0,6 1,66 1,84 22,9 19,4
0,15 1,0 4,1 139 0,87 0,87 6,9 6,9
0,8 1,05 1,07 10,1 9,2
0,6 1,35 1,42 14,4 12,1
1,0 0,72 0,71 4,6 4,5
0,11 0,8 3,0 74 0,85 0,85 6,3 6,0
0,6 1,1 1,13 9,9 8,1
0,4 1,58 1,70 14,7 10,7
На рис. 4. приведены примеры кумулят кусковатости горной массы при расчете по системе формул (1 -7) для Богучанского карьера. Кумуляты 1, 2 и 3 построены для постоянного удельного расхода около 1 кг/м3 и разного диаметра
зарядов: 0,22; 0,15 и 0,11 м в равномерных координатах. Они показывают закономерное уменьшение кусковатости горной массы с уменьшением диаметра зарядов при постоянном удельном расходе ВВ. Кумулята 4 построена для запредельного удельного расхода ВВ 2,19 кг/м3 при диаметре зарядов 0,11 м и показывает, что такой расход приводит к улучшению дробления в основном относительно мелких фракций камня (с размером менее 0,5 м), содержание более крупных фракций (Г > 0,9 м) не меняется по сравнению с
значительно меньшим удельным расходом ВВ. Представление тех же кумулят в координатах статистического распределения Вейбулла (рис. 4, б) показывает, что кривые выпрямляются, т.е. распределение кусков горной массы подчиняется статистическому закону Вейбулла, что ранее неоднократно отмечалось для фактических результатов взрыва. Следует также отметить, что наклон прямых Вейбулла (параметр формы с) для расхода ВВ около 1 кг/м3 практически одинаков, а для запредельного удельного расхода ВВ существенно меньше, что указывает на определенную перестройку процесса дробления.
В заключение отметим, что, разумеется, изложенное не означает, что невозможно получить горную массу без содержания некондиционных кусков заданного размера. Это возможно в двух случаях: во-первых, если взрываемый скальный массив практически не содержит отдельностей с размером больше учитываемого (У+ег -> 0) и, во-вторых, при соблюдении для параметров взрывания условий И/< 0,95Я, а< 0,95Я, в<0,95Я, 1заблтп < 0,45Я. Возможность реализации названных условий зависит от блочности массива, размера учитываемых кусков и применяемого диаметра скважинных зарядов.
Основные выводы и рекомендации
1. При взрывании скважинных зарядов радиус зоны регулируемого дробления И зависит от крепости и блочности взрываемого скального массива (значений М и а), необходимой степени дробления, учитываемой максимальным размером кусков Г, попадающих из пределов зоны регулируемого дробления в горную массу, диаметра с1 и длины /. скважинных зарядов, характеристик применяемого ВВ (е иА). Относительный (к разрыхляемому взрывом) объем зоны регулируемого дробления и содержание в горной массе кусков с размером более Г зависят от названных факторов и сетки расположения зарядов, связанной с используемым удельным расходом ВВ и диаметром зарядов.
2. При увеличении удельного расхода ВВ путем сгущения сетки расположения зарядов и сохранении постоянной высоты уступа размеры и объем зоны регулируемого дробления
увеличиваются, содержание в горной массе кусков больше заданного размера закономерно уменьшается по криволинейным зависимостям, однако этот процесс происходит лишь до некоторого минимального содержания в горной массе кусков больше рассматриваемого размера, соответствующего условию а = в = 0,95И, где а и в - размеры сетки скважин. Минимальному содержанию в горной массе кусков с размером более заданного соответствуют некоторые предельные значения удельного расхода ВВ согласно формулам (9) или
(10), превышение которых не ведет к уменьшению содержания в горной массе кусков рассматриваемых размеров. Прогнозное значение минимума содержания в горной массе кусков с размером больше заданного может быть определено по формуле (3) при подставке в нее значения Шв =1 или по формуле (11).
3. При постоянных условиях взрывания численные величины минимального содержания в горной массе кусков более заданного размера и предельного удельного расхода ВВ зависят от учитываемого размера кусков Г и диаметра зарядов &: с ростом Г минимальное содержание и предельный расход ВВ уменьшается, с ростом & оба названных показателя увеличиваются.
4. Уменьшение диаметра скважинных зарядов при постоянном удельном расходе ВВ сопровождается закономерным уменьшением содержания в горной массе кусков всех размеров, однако если расход ВВ достигает предельного значения для определенного размера кусков, содержание в горной массе кусков с большим размером стабилизируется на уровне возможного минимума для используемого диаметра зарядов.
5. Если целью интенсификации дробления скальных массивов взрывом скважинных зарядов является снижение содержания в горной массе кусков больше определенного размера (например, негабарита), использование удельного расхода ВВ, большего, чем предельный для данных размеров кусков, не приводит к желаемому результату и не должно применяться. Если целью интенсификации является общее уменьшение кусковатости горной массы (например, уменьшение среднего размера кусков) могут использоваться за-
предельные для крупных фракций камня удельные расходы ВВ при соответствующем технико-экономическом обосновании суммарными показателями по всем производственным процессам, на которые влияет дробление горной массы.
-------------------------------------------- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Кутузов Б.Н. Разрушение горных пород взрывом. -М.: Изд. МГГУ,
1992.
2. Азаркович А.Е. и др. Дробление скальных массивов взрывом в практике гидротехнического строительства. - М.: Энергоатомиздат, 1993.
3. Эткин М.Б., Азаркович А.Е. Взрывные работы в энергетическом и промышленном строительстве. - М.: Изд. МГГУ, 2004.
4. Федеральные единичные расценки на строительные работы. ФЕР-2002-03, Сб. Буровзрывные работы. - М.: Госстрой России, 2003.
|— Коротко об авторах--------------------------------------
Эткин М.Б., Азаркович А.Е., Шифрин Е.И. - институт «Гидроспец-проект», г. Москва.
