Исследования по оценке сейсмического воздействия технологических взрывов на устойчивость подземных горных выработок Текст научной статьи по специальности «Энергетика и рациональное природопользование»

СЕМИНАР 3

ДОКЛАД НА СИМПОЗИУМЕ "НЕДЕЛЯ ГОРНЯКА -

2000"і

МОСКВА, і МГГУ, і 31 і января - 4 февраля 20QQ года

»д.м. ■ Мухаметшин,' Л.С' Воробьева, ' '

М.В. Яковлев, И.В. Костин, 2000

УДК 622.831

А.М. Мухаметшин, Л.С. Воробьева, М.В. Яковлев, И.В. Костин

ИССЛЕДОВАНИЯ ПО ОЦЕНКЕ СЕЙСМИЧЕСКОГО ВОЗДЕЙСТВИЯ ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ ВЗРЫВОВ НА УСТОЙЧИВОСТЬ ПОДЗЕМНЫХ ГОРНЫХ

RUl D Л Е ПТП If

Од

днои из важнейших задач горнодобывающих предприятий является обеспечение безопасных условий труда горняков и безремонтное поддержание подземных горных выработок в процессе их эксплуатации. Отсюда вытекает необходимость оценки сейсмического воздействия проводимых в шахтах и рудниках массовых взрывов на сохранность и устойчивость подземных выработок.

Как известно, взрыв зарядов ВВ при массовой отбойке наряду с полезной работой оказывает негативное воздействие на окружающие сооружения и в первую очередь на близлежащие подземные выработки. Отрицательное влияние взрывного разрушения участков массива заключается в той или иной мере разрушения близлежащих участков, в том числе разрушении или нарушениях крепи в подземных горных выработках. Как известно, интенсивность сейсмического воздействия взрывов оценивается величиной скорости колебаний, возбуждаемых при прохождении сейсмовзрывных волн. В данной работе эффекты, связанные с ударной воздушной волной в подземных горных выработках не рассматриваются.

За пределами зоны дробления и трещинообразования (ближней зоны) зависимость скорости колебания от массы заглубленного заряда и расстояния от места взрыва можно определить из выражения [1,2]:

V = к

Q

з

r

(1)

где V - скорость колебания, см/с; Q -масса одновременно взрываемых зарядов, кг;г - расстояние до места взрыва, м; к - коэффициент, учитывающий влияние геологических факторов (в частности, это могут быть грунтовые условия в основании инженерных сооружений).

Коэффициент «К» из опыта многолетних исследований для различного типа пород изменяется, как показано в табл.1, в пределах от 200 до 600: Выбор допустимой скорости колебаний определяется устойчивостью конструкции или выработки и назначением инженерного сооружения, или в данном случае сроком службы подземных выработок. Кроме того, допустимая скорость может быть установлена по сле-Таблица 1 дующему принципу:

• систематически повторяющиеся взрывы не должны вызывать повреждений, влекущих за собой необходи-

мость ремонта по техническим, технологическим или иным соображениям;

• при однократном воздействии возможные повреждения не должны представлять опасность для жизни и здоровья находящихся в полости выработки людей.

Допустимые значения скоростей при систематическом многократном и чрезвычайном однократном воздействии для разного назначения выработок изменяются в пределах от 6 до 96 [2].

Величины допустимых скоростей определены в результате многолетних и многочисленных экспериментов на железорудных месторождениях и при проходке тоннелей Свердловского метрополитена (ИГД МЧМ СССР), на рудниках по добыче цветных металлов (Унипромедь) и на угольных шахтах (Уральский филиал ВНИМИ) [1,2].

Например, для шх. Магнетитовая Высокогорского рудоуправления было установлено, что в связи со сложностью геологического строения и значительной тектонической нарушен-ностью сейсмическое воздействие взрывов отрицательно сказывается на устойчивость ме-ждукамерных целиков, потолочин, пород висячего бока камер, а также горноподготовительных выработок. В результате сейсмических, ультразвуковых и аналитических исследований было определено, что имеющиеся на шахте повреждения целиков и висячего бока зачастую объясняются превышением фактических скоростей смещения, особенно в местах, ослабленных тектоническими нарушениями [2]. Это объясняло возникновение вблизи свободных поверхностей растягивающих напряжений, превосходящих предел прочности пород на растяжение. Поэтому допустимую скорость колебаний | V | было предложено определять расчетной величиной из выражения, см/с.

(

V =

кк р- g

у- с

кд- а

Ы_

Л

а

р V ктр

с т

J

,(2)

Тип пород Коэффициент «К» пределы средний

Скальные и полускальные породы, плотные необвод-ненные грунты мощностью до 10 м 60-300 200

Песчано-глинистые необводненные и слабообводнен- Шлиж2., 100-450 300

Коэффициенты крепости Коэффициенты е порода, насыпные гр е- л э и ты н 300-600 450

пород f

3 - 8 400 0,6

5 - 8 зоо 0,7

8 - 10 250 0,8

10 - 13 225 0,9

13 - 16 200 1,0

Здесь Ккр - коэффициент, учитывающий укрепление приконтурного слоя пород (например, для железобетонных штанг Ккр = 2); g - земное ускорение, см/с1; у - объемная масса пород, кг/см3; Ср - скорость сейсмической продольной волны см/с; Кд -коэффициент, учитывающий фактор кратковременности сейсмической нагрузки; [Ор] - допустимое напряжение пород на разрыв, кг/с1; Ктр - коэффициент трещиноватости, учитывающий прочность массива по сравнению с прочностью образцов; Ост -статические напряжения по нормали к поверхности обнажения, кг/см1.

Из выражения (1), подставляя допустимую скорость смещений и решая его относительно г, получаем формулу для оценки допустимого сейсмобезо-пасного расстояния гсб обнаженной поверхности от места взрыва, м:

,0,66

Геб''

ґк'

VI I/

(3)

Для удобства было предложено использовать специальную номограмму или формулу:

Гсб = В ■ ^0, (4)

где

В = Ві ■ В2; В

0,66

В2

- коэффициент, учитывающий угол выхода сейсмовзрывных волн на свободную поверхность. Для рудных обнажений с коэффициентом Пуассона Д = 0,3 В2 определяется по данным в работе [2] в пределах от 1 до 0,55.

В результате проведенных позднее исследований было установлено, что введенный в расчетной формуле (4) коэффициент В должен учитывать, кроме вышеуказанных величин еще и условия взрывания, крепость пород, класс выработки и вид крепи [2]. При этом В определяется из формулы

В =

К1 ■ К2

V ■ Кз ■ К4

(5)

где К1 - коэффициент, учитывающий крепость взрываемых пород (1) в соответствии с табл.2; К3 - коэффициент, учитывающий изменение допустимой скорости в зависимости от прочности

пород в месте расположения выработки (табл. 2) [2]:

Коэффициент К2, учитывающий количество обнаженных поверхностей и наличие экранирующих зон, определяется из приведенной табл.3 [2]: Здесь в качестве экранирующей зоны между очагом взрыва и сохраняемой выработкой учитываются пустоты различного происхождения, заполненные рудой камеры, отрезные щели, крупные тектонические нарушения. Экранирующая зона учитывается как дополнительная обнаженная поверхность.

Допустимая скорость | V | может быть определена из табл.1 или выражения (2).

Коэффициент К4, учитывающий вид крепи, изменяется в пределах от 1 до 4 и определяется табл.4 [2]:

Таблица 3

Количество обнаженных К2

поверхностей

Одна 3,0

Две 1,0

Три 0,5

Четыре 0,3

Таблица 4

Вид крепи К4

Без крепи Набрызгбетон Анкерная или штанговая Бетонная Металлическая арочная 1,0 1,2 - 1,4 1,6 - 2,0 2,2 2,5 - 3,0

Из этого следует, что сейсмобезопасность подземных горных выработок за пределами ближней зоны может быть определена либо путем расчета допустимого сейсмо-безопасного расстояния, либо определением допустимой массы одновременно (мгновенно) взрываемого заряда по вышеизложенной краткой методике.

Однако при этом довольно неопределенными остаются линейные размеры ближней зоны. Зона дробления задана размерами взрываемого участка массива, т.е. в первом приближении линейными размерами размещаемого в минных выработках заряда ВВ. В пределах этой зоны, как известно, кроме процесса дробления, на границе зоны идут

процессы интенсивного трещинооб-разования.

За пределами этой зоны, но не далее 3-5 радиусов максимального размера данной выработки, выделяют так называемую ближнюю зону. Именно в этой зоне следует ожидать максимальный сейсмический эффект взрыва на охраняемую выработку. Экспериментальными наблюдениями и теоретическими расчетами [2] показано, что при определенных отношениях (от 0 до 3) скорости детонации ВВ и скорости распространения упругих волн в массиве, определяемых длиной волны, расстоянием и коэффициентом ее затухания, величина сейсмоэффекта одинакова во всех направлениях, независимо от направления детонации в линейно вытянутых зарядах.

В случае отношений упомянутых скоростей более 3 сейсмоэффект определяется в соответствии с вышеизложенной методикой. При этом, как уже отмечалось выше, наиболее важным в определении искомой величины остается выбор коэффициентов Кг (формулы 1-5).

В ближней зоне исследования устойчивости подземных выработок установлено, что максимальные скорости смещения имеют место на ближней к взрыву по радиальному направлению стенке выработки [2]. К сожалению, авторами данной работы не получен материал для оценки устойчивости выработки от расстояния до очага взрыва. Однако сочли возможным полученную зависимость изменения нормальной к поверхности выработки составляющей скорости смещения ^ (ответственной за ее нарушение) вдоль выработки выразить формулой:

V!

V»

(1 - R) ■ cos2 », (6)

где Va - скорость смещения по радиальной компоненте на данном расстоянии, см/с; R - коэффициент отражения, определяемый в рамках упругих деформации; а - угол выхода сейсмического луча по отношению к нормали.

Аналогичный результат был получен в других условиях [1], где в результате анализа интенсивность колебаний и деформаций массива при ведении взрывных работ уста-

новлено, что для обеспечения устойчивости выработок необходимо учитывать взаимную ориентацию охраняемого участка массива и взрываемых скважин.

Выполненными в последнее время экспериментальными и промышленными взрывами получены материалы, подтверждающие принципиальную правоту перечисленных выше рекомендаций.

Например, массовым взрывом по отработке блока 5 р.т. 31 шх. "Эксплуата-ционная" (г. Н. Тагил) в 1995 г. создавалась опасная по

сейсмическому воздействию ситуация для расположенного в ближней зоне ствола шх. "Слепая". При глубине скважин ближнего к стволу ряда от 11,5 м до 27,2 м и расстоянии между ними около 37 м можно было ожидать весьма значительных нарушений (см. формулы 1-5). С целью их предотвращения, в соответствии с нашими рекомендациями взрыв был выполнен многоступенчатым, причем максимальные массы ВВ инициировались после того, как между охраняемым стволом и очагом взрыва была создана нару-

шенная предыдущими ступенями зона. Суммарный вес ВВ составил 201,2 т.

Таким образом, выполненный анализ и экспериментальные материалы по массовым взрывам убеждают в том, что изложенная выше методика оценки сейсмического воздействия массовых взрывов на устойчивость подземных горных выработок является научно обоснованной и вполне приемлемой для применения в практике, т.к. прошла достаточно длительную проверку временем.

1. Методика обеспечения сейсмобезопасной технологии ведения взрывных работ, к.т.н. Картузов М.И., ст.н.с. Паздников Н.В. (ИГД МЧМ СССР), д.т.н. Фадеев А.Б. (ЛИСИ МВО СССР), д.т.н. Сафонов Л.В. (НИИКМА ММ СССР), Кузнецов Г.В. (Унипромедь ММ СССР). Свердловск, 1984. - 12 с.

СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

2. Мухаметшин А.М., Федоров В.А., Коетин И.В., Яковлев В.Л. Условия обеспечения сейсмической безопасности подземных горных выработок при массовых взрывах. / Мат-лы Х Межотраслевого координационного совещания по проблемам геодинамической безопасности. - Екатеринбург, Изд-во УГГГА, 1997, с.217-222.

/

г

Мухаметшин Анатолий Матвеевич — доктор геолого-минералогических наук, заведующий лабораторией Института горного дела Уральского отделения РАН, г.Екатеринбург.

Воробьева Л.С. — инженер, ИГД УрО РАН, г. Екатеринбург.

Яковлев М.В. — инженер, ИГД УрО РАН, г. Екатеринбург.

Костин И В. — инженеп ИГД УпО РАН г Екятепинбупг

У