CC BY
18
УДК 622.349.5
DOI: 10.21209/2227-9245-2016-22-11-14-23
ИССЛЕДОВАНИЕ ОТКЛОНЕНИЯ ВЗРЫВНЫХ СКВАЖИН ОТ ИХ ПРОЕКТНОГО НАПРАВЛЕНИЯ ПРИ ПОДЗЕМНОМ ВЫЩЕЛАЧИВАНИИ
THE STUDY OF BLASTHOLES DEVIATION FROM THEIR DESIGN DIRECTION DURING UNDERGROUND LEACHING
В. E. Подопригора,
Забайкальский государственный университет, г. Чита [email protected]
V. Podoprigora,
Transbaikal State University, Chita
В. Л. Овсейчук,
Забайкальский государственный университет, г. Чита [email protected]
V. Ovseichuk,
Transbaikal State University, Chita
Перспективным и актуальным направлением расширения минерально-сырьевой базы ПАО «Приаргун-ское производственное горно-химическое объединение (ППГХО)» является вовлечение в отработку ранее неотработанных беднобалансовых урановых руд методом блокового подземного выщелачивания (БПВ). Применение этого метода предъявляет жесткие требования к размеру кондиционного куска руды, при котором обеспечивается наиболее полное извлечение полезного компонента.
Известно, что при увеличении взрывных скважин имеет место их отклонение от проектного направления. В результате фактическое положение скважин может существенно отличаться от проектного. При этом расчетные параметры сетки расположения скважин не соблюдаются, и, как следствие, страдает качество дробления руды.
Выполнена аналитическая обработка результатов многолетних исследований отклонения скважин. Определены функциональные зависимости отклонения скважин от их глубины в зоне безнегабаритного дробления массива, позволяющие разработать эффективные технологические схемы БПВ
Ключевые слова: беднобалансовые урановые руды; геологическая и горнотехническая характеристика массива; блоковое подземное выщелачивание; буровзрывные работы; отклонение взрывных скважин; зоны безнегабаритного дробления; минерально-сырьевая база; аналитическая обработка; отбитая руда; негабаритная руда
The perspective and urgent direction of expansion of mineral resources of PJSC Priargunsk Mining and Chemical Works (PMCW) is the involvement in working off of the uranium ores which are earlier not fulfilled the poor-bed ores by the method of block underground leaching (BPV). The application of this method imposes strict requirements to the size of a standard piece of ore in case of which the most complete extraction of a useful component is provided.
It is known that in case of increase in explosive wells their deviation from the project direction takes place. As a result the actual provision of wells can significantly differ from project. At the same time the calculated parameters of grid arrangement of wells isn't observed, and, as a result, the quality of ore crushing suffers.
In the article the analytical handling of multi-year researches results of wells' deviation is executed. The functional dependences of wells' deviation in accordance with their depth in the zone of high-quality crushing of the massif, allowing to develop effective technological schemes BPV, are determined
Key words: poor-bed uranium ores; geological and mining characteristic of the massif; block underground leaching; drill-ing-and-blasting works; deviation of explosive wells; zones of high-quality ore crushing; mineral resources; analytical processing; beaten off ore; oversized ore
© В. E. Подопригора, В. А. Овсейчук, 2016
Установлено, что перспективным и актуальным направлением расширения минерально-сырьевой базы ПАО «Приаргун-ское производственное горно-химическое объединение (ППГХО)» и повышения технико-экономических показателей является вовлечение в отработку неотработанных ранее беднобалансовых урановых руд.
Применение блокового подземного выщелачивания, относящегося к области физико-химической геотехнологии, предъявляет достаточно жесткие требования к гранулометрическому составу отбитой рудной массы, обеспечивающему эффективные режимы процесса ее выщелачивания и высокие показатели извлечения металла. В частности, размер кондиционного куска отбитой рудной массы не должен превышать 150 мм, а средний размер отдельности должен быть не менее 70 мм. Выполнение указанных требований зависит не только от корректного учета горно-технологических и физико-технических свойств разрушаемого массива в процессе проектирования буровзрывных работ, но и от фактического расположения взрывных скважин в массиве, которое нередко отличается от расчетных параметров. При этом увеличение отклонения скважин от их проектных направлений неминуемо сопровождается ухудшением качества дробления руды и, соответственно, увеличением выхода негабарита (кн), определяемого из выражения
к = V / V -100, %,
н н ' о ' '
(1)
где V— объем негабаритной руды, м3;
V — общий объем отбитой руды, м3.
По Б. Н. Кутузову, расхождения между фактическим и проектным положениями скважин, их глубиной не должны превышать ± 7...10 % [1]. Однако эти допущения регламентированы для традиционных методов отбойки руды, что же касается подготовки рудной массы к процессу выщелачивания, то численные значения этих расхождений должны быть еще ниже.
Известно, что воздействие на массив заряда взрывчатого вещества сопровожда-
ется образованием зоны разрушения, радиус которой ^) определяется множеством факторов, в частности — характеристиками массива, диаметром заряда, работоспособностью, детонационными свойствами взрывчатого вещества и плотностью [2]. Отклонение взрывных скважин от их проектных направлений оказывает негативное влияние на результаты действия взрыва, поскольку неравномерное распределение его энергии неминуемо приводит к ухудшению качества дробления массива.
Качественное безнегабаритное дробление массива может быть обеспечено в том случае, когда расстояние между соседними скважинами сопровождается перекрытием их зон разрушения массива, причем граничной зоной качественного дробления будет точка их касания. Зона, находящаяся за пределами точки касания, будет сопровождаться выходом негабаритной фракции, причем выход негабарита будет увеличиваться по мере удаления от точки касания вглубь массива.
Специалистами предприятия выполнен значительный объем исследований, включающий несколько тысяч замеров отклонений положения скважин различного назначения от их проектных направлений, с привлечением современных методов инклинометрии. Бурение скважин глубиной до 60 м и диаметром 110 мм производили станками НКР-100М и БП-100.
Статистическая обработка большого массива результатов многолетних наблюдений позволила разработать график, отражающий зависимости отклонения положения разнонаправленных скважин от их проектного направления с глубиной (рис. 1).
На основании выполненных исследований нами разработана схема, иллюстрирующая проектное и фактическое положения веерных взрывных скважин с длиной каждая по 20,0 м в условиях разрушения рудного массива с коэффициентом крепости руды / = 12 по шкале проф. М. М. Про-тодьяконова, когда радиус зоны разрушения R = 1,14 м, а величина а = 2,85 м. В
7 7 тах '
качестве основного ВВ применяли аммонит 6ЖВ и гранулит АС8.
10 20 30 40 50 60
Длина скважины L, м
Рис. 1. Зависимости отклонения скважин от заданного направления от их глубины и угла наклона
Fig. 1. Dependence of wells' deviation from the specified direction of their depth and angle
Значения отклонений скважин и максимальная длина участков скважин, обеспечивающая безнегабаритную отбойку руды, отражены в таблице.
Значения отклонений взрывных скважин и максимальная длина участков скважин, обеспечивающая безнегабаритную отбойку руды
The values of blast holes and maximum length of well sections' deviations providing
high-quality ore crushing
Угол наклона скважины, град. Отклонение скважин, м Максимальная длина участков скважин, обеспечивающая безнегабаритную отбойку руды, м
Верхний полувеер
0 1,60 11,15
10 1,43 10,97
20 1,21 10,87
30 1,02 10,80
40 0,78 10,78
50 0,62 10,90
60 0,42 11,00
70 0,23 11,17
80 0,12 11,32
90 0,02 11,39
Нижний полувеер
-10 1,49 11,40
-20 1,39 11,74
-30 1,22 12,11
-40 1,00 12,37
-50 0,83 12,57
-60 0,64 12,67
-70 0,46 12,74
-80 0,31 12,84
-90 0,01 12,90
Схема, иллюстрирующая результаты исследований отклонения скважин, изображена на рис. 2.
Анализ результатов исследований в большей степени подтверждает вполне объяснимые различия в длине участков разнонаправленных скважин, на которых обеспечивается условие безнегабаритного дробления. В частности, эти участки восходящих и нисходящих скважин (с углами соответственно +90 и — 900) имеют максимальную длину, причем участки восходящих скважин имеют длину несколько меньшую в сравнении с участками нисходящих скважин (рис. 2). Причиной этому
является тот факт, что расстояние между фактическими положениями восходящих под углами +90 и +800 скважин по линии границы зоны безнегабаритного дробления оказалось большим, нежели для нисходящих скважин с углами —90 и —800. Отклонения фактического положения вертикальных скважин от их проектного направления практически не происходит вследствие того, что векторы гравитационной составляющей в обоих случаях совпадают с осями скважин с тем лишь отличием, что они разнонаправлены по отношению к вектору осевой нагрузки на забой.
Рис. 2. Схема, иллюстрирующая результаты исследований отклонения скважин: 1, 2 - соответственно проектные и фактические положения скважин; 3 - зоны разрушения массива; 4 - граница безнегабаритного дробления массива; 5 - величины отклонения скважин
Fig. 2. Schematic illustrating deviation of wells' studies
Иная картина складывается в других скважинах веера, когда гравитационная составляющая начинает во все большей мере влиять на степень их отклонения от проектных направлений. Следует отметить, что траектория отклонений фактически имеет весьма сложную форму, поскольку на ее характер влияет и некоторое смещение скважины в сторону вращения бурового снаряда. Мало того, при определенной глубине скважины стрела прогиба бурового става (/), определяемая по выражению (2), может достичь стенок скважины:
f = (D^ - d)/2, м,
(2)
где Deкв — диаметр скважины, м;
dб — диаметр бурового става в замках соединения штанг, м3.
При этом на процесс бурения начинают оказывать влияние и силы трения бурового става о ее стенки. Схематично разложение векторов сил, определяющих отклонение скважин, проиллюстрировано на рис. 3 [3].
Схематично распределение нагрузок на буровой став в верхнем и нижнем полувеерах изображено на рис. 4.
Рис. 3. Схема взаимодействия нагрузок на буровой став в зоне влияния стенок наклонной буровой скважины: а - угол наклона скважины относительно вертикальной координаты Z; Рос - осевая нагрузка на буровой став; q■cosa - поперечная составляющая собственного веса бурового става; а - длина контактного участка бурового става со стенкой скважины; 11 и 12 - длина участков бурового става соответственно в призабойной и устьевой частях скважины
Fig. 3. The scheme of interaction stresses on the drill stand in the wall zone of inclined wellborn influence
Рис. 4. Распределение нагрузок на буровой став в верхнем (а) и нижнем (б) полувеерах: Рос - осевая нагрузка; g - гравитационная составляющая; Rc - реакция стенок скважины в местах контакта с буровым ставом; R( - результирующий вектор сил g и Rc; SR - общий результирующий вектор
Fig. 4. The distribution of loads on the rig at the top (a) and lower (b) semi-fans
Аналитическая обработка результатов исследований отклонения скважин от их проектного положения позволила нам получить функциональные зависимости от-
клонения скважин от их глубины и линий контура зон безнегабаритного разрушения массива (рис. 5; 6; 7; 8).
1,564
1,238
я я
I в
Я
о »
Я Я и Я О
0,913
0.587
О 0,262
0,064
23,6
.3 -76,4 -58,8 -41,2 Угол наклона скважин а, град.
¡Коэффициент корреляции г = 0,998; погрешность аппроксимации0 = Й,Ш309 —-—- доверительны«! границы (по Стьюденту С вероятностью Р = 0,955
Рис. 5. Зависимость отклонения скважин от углов их наклона (нижний полувеер) Fig. 5. The dependence of wells' deviation from inclination angles (lower semi-fan)
Угол наклона скважин а, грал.
Коэффициент корреляции г = 0,099; погрешность аппроксимации +/—<3 = 0,02919 --------.- доверительные границы (по Стьюденту с вероятностью Р = 0,95)
Рис. 6. Зависимость отклонения скважин от углов их наклона (верхний полувеер) Fig. 6. The dependence of wells' deviation from inclination angles (upper semi-fan)
Y
12.975'
-о
э
I
f
12,645'
л к я
i со
и
CJ
ES
и
и
OS р»
<Й X Я
К Щ
12,315
11.985
11,655
11,325
7 = 11,00143 - 0,043451'- 0,00025.Г
o—
It
1 m m
% ■>V
94,0 -76,4 -58,8 -41,2 Угол наклона скважин а, град.
23.6
Коэффициент корреляции г = 0,997; погрешность аппроксимации G ' -----------доверительные границы (йв Ствюденту с вероятностью Р =
Ж 6,0
; 0,03884 0;95)
Рис. 7. Зависимость длин участков скважин с требуемым качеством дробления руды от углов наклона
скважин (нижний полувеер)
Fig. 7. The dependence of well sections' length with the required quality ore crushing of wells' angles
(low semi-fan)
л
к §
I
11,4205-
11,2863'
У
а я
I
я М
0
1 о es V
5*.
3
я
S
4
Й 11,1521
Й о.
11,0179'
10,8-837.
10,7495-. -4
Y = 11,17178 - 0,Ш695,Г- 0,00056.1
# w
V A\ A Ш: ///* M J f /
\X\ \V % ...... m ■W /
'. e \ / /Л / ж' 7
X® ...... о
;395.
Ж
15,383 35,161 54,93.9 74,717 94,495
Угол наклона скважин а, град.
Коэффициент корреляции г = 0,992; погрешность, аппроксимации -)-/- С? = 0,02765 --------доверительные границы (по Стьюденту с вероятностью F = 0,95)
Рис. 8. Зависимость длин участков скважин с требуемым качеством дроблением руды от углов наклона
скважин (верхний полувеер)
Fig. 8. The dependence of well sections' length with the required quality ore crushing of wells' angles
(upper semi-fan)
Графики зависимостей отклонения скважин от углов их наклона, изображенные на рис. 5 и 6, имеют прогнозируемый характер. Это же относится и к графику зависимости длин участков скважин с требуемым качеством дробления руды от углов наклона скважин для нижнего полувеера (рис. 7). Однако график аналогичной зависимости для верхнего полувеера (рис. 8) представляет собой явный диссонанс по отношению к предыдущему графику. Причиной этому является влияние сил трения в секторе скважин с наклоном +20...+400. В указанном секторе процесс бурения испытывает наибольшее противодействие со стороны гравитационной составляющей (#) и реакции стенок скважины (Rc) (рис. 4, а), а отклонение скважин от их проектного направления, равно как и расстояние между фактическим положением соседних скважин, является максимальным. При этом точка контакта соседних зон разрушения размещается на минимальном удалении от буровой выработки, а следовательно, и участки безнегабаритного дробления имеют наименьшую, по сравнению с другими участками, протяженность. В нижнем полувеере график имеет существенные отличия от графика верхнего полувеера, и, начиная от скважины с углом наклона — 100 до нисходящей скважины (с углом наклона — 900), наблюдается постепенное и планомерное возрастание длин участков безнегабаритного дробления. Следует отметить, что силы трения в секторе с углами наклона скважин —20... —400 хотя и снижают в какой-то мере осевую нагрузку (Рос), приходящую на пневмоударник, однако суммарный результирующий вектор смещается в направлении бурения скважин и, в отличие от верхнего полувеера, оказывает влияние на положение скважины в меньшей степени (рис. 4, б).
Выводы. 1. Основными факторами, определяющими величину отклонения взрывных скважин от их проектного направления, являются гравитационная со-
ставляющая и реакция со стороны стенок скважины на буровой став при его касании стенок.
2. Наибольшие отклонение фактического положения скважин от заданного приходится на скважины, расположенные в секторе от ±20 до ±400 верхнего и нижнего полувееров, когда общий результирующий вектор сил ориентирован под углом относительно вектора осевого усилия.
3. По мере приближения направления скважин к вертикали отклонение уменьшается и постепенно сходит на нет в восходящих (+900) и нисходящих (-900) скважин, что объясняется, с одной стороны, исключением вероятности контакта бурового става со стенками скважин, а с другой — тем, что вектор гравитационной составляющей направлен по оси бурового става.
4. Граница зоны безнегабаритного дробления имеет вполне прогнозируемые очертания, причем минимальная длина участков этой зоны приходится именно на секторы от ±20 до ±400 верхнего и нижнего полувееров. При этом следует отметить, что длина этих участков в нижнем полувеере превышает длину участков верхнего полувеера, поскольку результирующий вектор сил верхнего полувеера ориентирован под большим углом, нежели вектор нижнего полувеера, и вследствие этого граница зоны безнегабаритного дробления находится на большем удалении от стенки буровой выработки.
5. Установлены зависимости:
— отклонений фактического положения скважин от угла их наклона, м:
а) для верхнего полувеера
Y = 1,63790 - 0,02338Х - 0,00006Х2;
б) для нижнего полувеера
Y = 11,00143 - 0,04345Х - 0,00025Х2;
- длины участка скважины с заданным дроблением руды, м:
а) для верхнего полувеера
У = 11,17178 - 0,02695Х - 0,00056X2
б) для нижнего полувеера
У = 11,00143 - 0,04345Х - 0,00025Ж
Список литературы_
1. Кутузов Б. Н., Белин В. А. Проектирование и организация взрытных работ. М.: Горная книга, 2012. 416 с.
2. Ерофеев И. Е. Повышение эффективности буровзрытных работ на рудниках. М.: Недра, 1988. 271 с.
3. Гаврилевский О. И. Разработка технологии отбойки руды на основе уменьшения искривления скважин: автореф. дис. ... канд. техн. наук: 22.10.93 Новочеркасск, 1993. 22 с.
4. Лобанов Д. П., Абрамов А. В., Тедеев М. Н., Перевалов А. В. Интенсификация подготовки месторождений скальныгх руд к выщелачиванию // Обзорная информация. Сер. Горное дело. 1980. Выш. 7. 52 с.
5. Мосинец В. Н. Дробящее и сейсмическое действие взрыта в горных породах. М.: Недра, 1976.
6. Мосинец В. Н., Лобанов Д. П., Тедеев М. Н. и [др.]. Строительство и эксплуатация рудников подземного выщелачивания. М.: Недра, 1987.
7. Охрана окружающей среды при проектировании и эксплуатации рудников / В. Н. Мосинец, О. К. Авдеев, В. Н. Тестоков, В. М. Мельниченко. М.: Недра, 1981.
8. Стандарт предприятия СТП 0106-197-2002. Подготовка камер с отбойкой руды глубокими скважинами в зажатой среде с последующим выщелачиванием. Краснокаменск: ППГХО, 2002. С. 22-27.
9. Ulf Jenk, Micheal Paul. At the crossroads: Flooding of the underground uranium leach operation at Konigstein // Uranium past and future/ Proceeding of the 7th international Conference on Uranium Mining and Hidrogeology, 2012, p. 363 [Электронный ресурс]. Режим доступа: https://www.bookdepository.com (дата обращения: 12.09.2016).
10. Gavin M. Mudd. Critical review of acid in situ leach uranium mining: 1. USA and Australia / / Environmental Geology, December 2001, vol. 41, issue 3, pp 390-403 [Электронный ресурс]. Режим доступа: http: / / www.link.springer.com>article/10.1007/s002540100406 (дата обращения: 12.09.2016).
List of literature_
1. Kutuzov B. N., Belin V. A. Proektirovanie i organizatsiya vzryvnyh rabot [Planning and organization of blasting]. Moscow: Mining Book, 2012. 416 p.
2. Erofeev I. E. Povyshenie effektivnosti burovzryvnyh rabotna rudnikah [Improved blasting in the mines ]. Moscow: Nedra, 1988. 271 p.
3. Gavrilevsky O. I. Development of ore breaking technology by reducing the curvature of wells [Razrabotka tehnologii otboyki rudy na osnove umensheniya iskrivleniya skvazhin]: Abstract dis. ... cand. tehn. sciences: 22.10.93 Novocherkassk, 1993. 22 p.
4. Lobanov D. P., Abramov A. V., Tedeyev M. N., Perevalov A. V. Obzornaya informatsija. Ser. Gornoe delo (Overview. Ser. Mining), 1980, vol. 7, 52 p.
5. Mosinets V. N. Drobyashhee i seysmicheskoe deystvie vzryva v gornyh porodah [Blunt and seismic effect of the explosion in the rocks]. Moscow: Nedra, 1976.
6. Mosinets V. N., Lobanov D. P., Tedeyev M. N. [et al.]. Stroitelstvoiekspluatatsiyarudnikovpodzemnogo vyshhelachivaniya [Construction and operation of underground leaching mine]. Moscow: Nedra, 1987.
7. Ohrana okruzhayushhey sredy pri proektirovanii i ekspluatatsii rudnikov [Protection of the environment in the design and operation of mines]; V. N. Mosinets, O. K. Avdeev, V. N. Testokov, V. M. Melnichenko. Moscow: Nedra, 1981.
8. StandartpredpriyatiyaSTP0106-197-2002. Podgotovkakamersotboykoy rudyglubokimiskvazhinami v zazhatoy srede s posleduyushhim vyshhelachivaniem [Standard Enterprise CTP 0106-197-2002. Preparing cameras ore breaking deep wells in the medium sandwiched followed by leaching]. Krasnokamensk: PIMCU, 2002, pp. 22-27.
9. Ulf Jenk, Micheal Paul. Proceeding of the 7th international Conference on Uranium Mining and Hidrogeology (Proceeding of the 7th international Conference on Uranium Mining and Hidrogeology), 2012, p. 363 Available at: https://www.bookdepository.com (accessed 12.09.2016).
10. Gavin M. Mudd. Environmental Geology (Environmental Geology), December 2001, vol. 41, issue 3, pp. 390-403 Available at: http://www. link.springer.com>article/10.1007/s002540100406 (accessed 12.09.2016).
Коротко об авторах_
Подопригора Вячеслав Евгеньевич, доцент кафедры «Подземная разработка месторождений полезных ископаемых», Забайкальский государственный университет, г. Чита, Россия. Область научных интересов: геотехнология подземных горных работ [email protected]
Овсейчук Василий Афанасьевич, д-р техн. наук, профессор, Забайкальский государственный университет, г. Чита, Россия. Область научных интересов: геология, геотехнология урановых месторождений, охрана окружающей среды, радиационная безопасность [email protected]
Briefly about the authors_
Vyacheslav Podoprigora, assistant professor, Underground Mining of Mineral Deposits department, Transbaikal State University, Chita, Russia. Sphere of scientific interests: geotechnology of underground mining operations
Vasily Ovseichuk, doctor of technical sciences, professor, Transbaikal State University, Chita, Russia. Sphere of scientific interests: geology, geotechnology of uranium deposits, protection of environment, radiation safety
Образец цитирования _
Подопригора В. Е., Овсейчук В. А. Исследование отклонения взрывных скважин от их проектного направления при подземном выщелачивании // Вестн. Забайкал. гос. ун-та. 2016. Т. 22. № 11. С. 14-23.
DOI: 10.21209/2227-9245-2016-22-11-14 -23
