CC BY
20
струкции и приведет к перераспределению усилий при загружении безбалочной плиты, образованию пластических шарниров [2] и снижению вертикальной нагрузки на колонну;
- наибольшее снижение деформаций ^нч, Zкч) и, следовательно, уменьшение напряжений в материале плиты (М„ N, N Txy) также наблюдается для варианта 1.
Данные для сравнения способов усиления по силовым факторам, возникающим в элементах усиления (табл. 2), могут быть использованы для обоснованного подбора размеров усиливающих элементов, снижения материалоемкости и затрат на усиление надколонного стыка.
Т а б л и ц а 2 Сравнения вариантов по силовым факторам
в элементах усиления
Параметр Узел, элемент усиления
1, обойма из уголка поверху и понизу плиты 1*, обойма из уголка поверху плиты 2, арматурные стержни 3, обойма из уголка с анкеров-кой
Z, мм -0,15 -0,17 - -
N, т - - 1,14 1,22
N/, т/м2 1003-1765 1369-2160 - -
N/, т/м2 1007-1772 1373-2167 - -
Qz, т - - -0,17 +0,39
My, т-м - - ±0,01 ±0,02
Соответственно, по результатам сравнения вариантов из соображений эффективности снижения силовых факторов в надколонной части и трудоемкости выполнения элементов усиления наиболее предпочтителен вариант 1. Применение такого способа усиления приведет к увеличению жесткости горизонтального диска перекрытия и повышению сейсмостойкости конструктивной системы безригельного каркаса.
БИБЛИОГРАФИЧЕСКИЙ СПИСОК
1. Чигринская Л. С., Бержинская Л. П. Анализ использования безригельного каркаса в сейсмических районах // Строительный комплекс России: наука, образование, практика : материалы междунар. науч.-практ. конф. Улан-Удэ : Изд-во ВСГТУ, 2008. С. 60-63.
2. Руководство по проектированию железобетонных конструкций с безбалочными перекрытиями. М. : Стройиздат, 1979. 65 с.
3. Руководство по расчету статически неопределимых железобетонных конструкций. М. : Стройиздат, 1975. 189 с.
4. Чигринская Л. С., Киселев Д. В., Щербин С. А. Изучение работы конструктивной ячейки безбалочного перекрытия системы КУБ-1 // Вестник ТГАСУ. 2012. № 4 (37). С. 128-143.
УДК 622.235:622.274.36.063.23 Тюпин Владимир Николаевич,
д. т. н., профессор каф. БЖД и ЗС, ЗабИЖТИрГУПС, тел. 89144408282, e-mail:TyupinVN@zab.megalink.ru
Святецкий Виктор Станиславович,
генеральный директор ОАО «Приаргунское производственное горно-химическое объединение»,
тел. 83024525110
МЕТОДИКА ОПРЕДЕЛЕНИЯ ПАРАМЕТРОВ БВР ПРИ ОТРАБОТКЕ МАЛОМОЩНЫХ УРАНОВЫХ РУДНЫХ ТЕЛ С ЦЕЛЬЮ СНИЖЕНИЯ РАЗУБОЖИВАНИЯ
V.N. Tyupin, V.S. Sviatetsky
METHODS OF BORING-BLASTING RATINGS DETERMINATION IN THE LOW-POWERED URANIUM ORE-BODIES MINING FOR THE PURPOSE OF INCREASING THE USEFUL COMPONENT IN THE BULK
Аннотация. Приведены механизм и зоны действия взрыва скважинных зарядов ВВ в трещиноватом горном массиве, зависимости для определения параметров ВВР при камерных вариантах систем отработки маломощных урановых рудных тел. Применение камерных вариантов отработки позволит увеличить производительность
добычи и снизить разубоживание руд по сравнению с нисходящей слоевой выемкой с твердеющей закладкой.
Ключевые слова: маломощные рудные тела, камерные системы разработки, механизм зоны действия взрыва, параметры БВР, разубожива-ние.
Abstract. The blasting mechanism and action zones of cored-hole blasting charge in the crumbling mountain mass are described. Dependencies for the determination of boring-blasting ratings with chamber systems of low-powered uranium ore-bodies mining are shown. The application of chamber versions of mining will allow increasing the production and useful component in the ore bulk comparing the ascending layer cutting with the hardening concrete.
Keywords: low-powered ore bodies, chamber system of mining, mechanism of blasting action zone, boring-blasting ratings, increasing of useful component in the bulk.
На рудниках ОАО «Приаргунское производственное горно-химическое объединение» (ППГХО) подэтажно-камерная система разработки именно маломощных рудных тел в сравнении с традиционной нисходящей слоевой выемкой с твердеющей закладкой имеет существенное преимущество - увеличение производительности добычи руды. Это весьма актуально, так как в настоящее время объем маломощных рудных тел мощностью до 1,2 м составляет 20 %, рудных тел мощностью 1,2-2,6 м - 57,5 %, более 2,6 м - 18,5 %. Итого объем рудных тел мощностью до 2,6 м составляет 77,5 %.
Однако подэтажно-камерная система разработки маломощных рудных тел имеет недостаток -значительное первичное и вторичное разубожива-ние руды, что может перевести рудную массу в забалансовую руду, так как среднее содержание U3O8 в маломощных рудных телах составляет 0,12 % при содержании в забалансовых рудах 0,03 %. Процессов разубоживания можно частично избежать, если учитывать мощность рудного тела, а также физико-технические свойства разрабатываемого рудного тела и вмещающих пород горного массива - их устойчивость и взрываемость, которые зависят от параметров трещиноватости и свойств заполнителя трещин, прочностных и упругих свойств отдельностей, величины горного давления в районе отработки.
Положительным и важным фактором для месторождений Стрельцовского рудного поля ОАО «ППГХО» является то, что, рудные тела, находящиеся в тектонических разломах, имеют меньшую прочность, устойчивость и более трещиноваты, чем вмещающие породы. Это связанно с тем, что тектонические процессы при подвижках земной коры обеспечивают наиболее интенсивное дробление массива в тектонических швах и разломах. Процесс дальнейшего разупрочнения рудных участков массива происходил под действием урановых гидротермальных растворов, создающих
термические напряжения и дальнейшее разрушение рудного массива. Поэтому на урановых рудниках использование камерных систем разработки в маломощных рудных телах имеют определенную перспективу. Указанные горно-геологические параметры и особенности должны определить рациональный диаметр взрывных скважин, соответствующую буровую технику, допустимую минимальную мощность рудного тела, а также параметры БВР для обеспечения заданной степени дробления и минимального первичного и вторичного раз-буживания руд.
Для определения рационального диаметра взрывных скважин и выбора буровой техники необходимо знать механизм действия взрыва, зоны действия взрыва в трещиноватом напряженном горном массиве [1].
Для этого в условиях подземных горных работ ОАО «ППГХО» было проведено несколько серий промышленных экспериментальных исследований. Исследования проводились на глубине 630-690 м и от поверхности земли в горных выработках диаметром 3-4 м с использованием приборов акустической эмиссии (ЗП-5), сейсмических приборов (ПОСВ) и ультразвуковых приборов. Состояние горного массива устанавливалось до и после взрывания зарядов ВВ.
Проведенные экспериментальные исследования по деформированию трещиноватого массива взрывом позволили разработать механизм формирования зон дробления отдельностей, заколов и остаточных напряжений в трещиноватом массиве при взрыве заряда ВВ, параллельного открытой поверхности (рис. 1).
Под действием давления продуктов детонации (ПД) трещиноватый массив начинает смещаться во все стороны от взрываемых зарядов ВВ, что сопровождается дроблением отдельностей в зоне 3, деформациями и трением на берегах естественных трещин, а также упругими деформациями отдельностей в зонах 4 и 5. Движение части массива 2 в сторону выработанного пространства 1 сопровождается выбросом отдельностей.
После падения давления в зарядных полостях, реакция упруго деформированных взрывом отдельностей и горное давление в зонах 3 и 4 приводят к смещению массива в сторону пространства 1, что сопровождается образованием заколов. Возвращению упруго деформированных отдель-ностей в зоне 5 в первоначальное НДС препятствуют силы трения на берегах естественных трещин, создаваемые горным давлением, то есть массив за пределами зоны заколов как бы «запрессовывается», и его напряженное состояние в зоне 5 увеличивается.
3 4 5 е
Рис 1. Развитие процесса деформирования трещиноватого массива взрывом во времени: а - до взрыва, б - во время взрыва, в - после взрыва, г - после сейсмического воздействия очередного взрыва, 1 - выработанное пространство, 2, 3, 4, 5 - соответсвенно зоны выброса, дробления, заколов, остаточных напряжений,
6 - зона естественного состояния массива
Размер зоны дробления определяет расстояние между отбойными скважинами в веере, а также первичное разубоживание. Зона заколов и ее размер существенно влияют на вторичное разубоживание рудной массы за счет обрушения пустых пород в камеру преимущественно под действием сей-смики последующих взрывов. Кроме того, зона остаточных напряжений служит «сжатой пружиной», которая выталкивает прибортовой горный массив в камеру с обрушением зоны заколов и вторичным разубоживанием руд. Поэтому очень важно установить размеры зон дробления заколов, остаточных напряжений в зависимости от размера естественных отдельностей массива.
Многочисленные промышленные экспериментальные исследования, проведенные на рудниках № 1, 2, 4, 6, 8 ОАО «ППГХО», позволили установить зависимости радиуса зоны заколов (расстояние от контура выработки до дальнего закола, рис. 2). Исследования проводились по обнажению горного массива после врезки выработки в борт, перпендикулярно оси существующей выработки. Типовые параметры буровзрывных работ при проходке выработок на рудниках ОАО «ППГХО»: диаметр шпуров 42 мм, ВВ-аммонал 200, взрывание - с использованием СИНВ-Ш.
Промышленные экспериментальные исследования по определению зависимости радиуса зоны остаточных напряжений от среднего размера отдельности в массиве проводились методом кернов, методом параллельных скважин, методом разгрузки и ультразвуковым методом. Результаты приведены на рис. 3. Анализ рис. 2 и 3, а также геологических данных по рабочим блокам рудников ОАО «ППГХО» показывает, что размер от-дельностей за пределами контура рудного тела, как правило, превышает 0,2-0,4м. Это значит, что возможная толщина зоны обрушения со стороны висячего бока составит около 10-14 диаметров заряда ВВ.
Для качества рудной массы (гранулометрический состав и содержание и308 в руде) решающее значение имеют радиус зоны дробления и радиус зоны заколов. Теоретические исследования, проведенные в [1], при взрыве одиночного заряда ВВ вблизи открытой поверхности дают радиус зоны регулируемого дробления отдельностей, в пределах которой размер крупных кусков не превышает кондиционного йк, и размер зоны заколов в виде
4% Рр 8 Л 3СУ
"Г (а, + МР Х1 -уф ^
*р =
|у
* Г1 -
Л { 1 -у
К
(1)
Рис. 2. Зависимость расстояния между контуром выработки и границей зоны заколов (Яоз) от размера естественных отдельностей
Рис. 3. Зависимость расстояния между контуром выработки и границей зоны остаточных напряжений (Яосп) от размера отдельности (4)
R03 —
■Jñ
Dp Bd зс(1 )
1 - V
£ k
2E pF^TY sin 2 Pi + ?(V- 1Ф
1 -v d ~r
e
P = 1,2-103 кг/м3 (ВВ - гранулит АС-8В); с = 4-103
, (2) м/с; ц = 0,2-0,6; v = 0,29; а = 107 Па: Кот = 0,91;
P =3; Р = (1,33-2,2) 107 Па;
где ре, - скорость детонации, плотность заряжания и диаметр заряда ВВ; Ла, п, V, ^ -
модуль разгрузки, скорость продольной волны, коэффициент Пуассона отдельности массива, коэффициент трения между отдельностями соответственно; 8, , к, р, О - раскрытие трещин, размер отдельности, количество систем трещин, угол наклона 7-й системы трещин к обнажению, показатель трещиноватости; КОТ - показатель, учитывающий наличие открытой поверхности; Р - величина горного давления; п = 3,14.
Анализ зависимостей (1) и (2) показывает, что величины и существенно зависят
от диаметра заряда ВВ и размера отдельности.
Определим численно величины и при средних значениях параметров: В = 3,3-103 м/с;
8 k —=10-3; Y sin-
de Y
Ф = 12-6. Величины ц, Ф и Р меняются в зависимости от среднего размера отдельности de.
Результаты численного анализа по формулам (1) и (2) при диаметре одиночной скважины диаметром 57 мм приведены в табл. 1.
Следует отметить, что вмещающие породы, особенно в трахидацитах и гранитах, имеют de > 0,4 м, то есть подэтажно-камерная система разработки в данных условиях эффективна, тем более что рудное тело, наоборот, представлено массивом с размером отдельности до 0,4 м, и затраты на БВР будут минимальны.
На основании вышеприведенных экспериментальных и теоретических исследований выбран рациональный диаметр скважин, тип бурового станка и разработана методика расчета параметров БВР при подэтажно-камерной отработке мало-
Т а б л и ц а 1
Расчетные значения радиуса зоны регулируемого дробления и зоны заколов при взрывании скважины диаметром 57 мм
de, м Ф, м ц Р-10-7, Па Яр, м ЯО3 , м
< 0,05 > 12 < 0,2 > 1,33 > 1,2 <2,7
0,05-0,15 12-10 0,2-0,3 1,33-1,5 1,2-0,7 2,7-1,6
0,15-0,40 10-8 0,3-0,45 1,5-1,8 0,7-0,6 1,6-1,0
0,40-1,0 8-6 0,45-0,6 1,8-2,2 0,6-0,3 1,0-0,9
> 1,0 < 6 > 0,6 > 2,2 <0,3 > 0,9
8
Современные технологии. Математика. Механика и машиностроение
ш
мощных рудных тел.
Методика расчета разработана на основе энергетической теории деформирования и разрушения трещиноватого массива при взрыве группы зарядов ВВ в условиях горного давления. Механизм действия взрыва представлен выше (рис. 1). При этом в массиве распространяются две волны: высокоскоростная волна напряжения, которая, как показали исследования [2], теряет энергию на ближайшей к заряду естественной трещине, и низкоскоростная волна деформаций, определяющая радиус зоны трещинообразования, заколов и остаточных напряжений, представляющая собой последовательное перемещение и соударение от-дельностей под действием квазистатического давления ПД [3, 4].
Параметры БВР рассчитаны в соответствии с классификацией пород по взрываемости с целью обеспечения минимального выхода негабарита и минимального разубоживания руды за счет снижения прихвата пустых пород.
Основой для расчета геометрических параметров расположения скважин является упрощенная формула определения радиуса зоны регулируемого дробления при взрыве одиночного заряда ВВ, полученная из (1):
Я = 2
Бр вйъ
Ф М
-
-10 -
-
= 42я^ 12 -
\ 0,5
пЖ.
¡1,85Я
р'
(4)
где к - ширина камеры, Ж - ЛНС.
Число скважин в группе (веере) определяется по формуле
И
п = - (5)
а
и округляется до ближайшего целого.
Величина ЛНС, обеспечивающая выброс породы и заданную ее степень дробления, равна [5]
Ж =
0,4Я (п + 1^И
- 0,16-.
(6)
Проектный удельный расход ВВ на отбойку с учетом частичного обрушения разрушенной взрывом части массива под действием сейсмических волн от взрыва последующих вееров равен
дп = 0,6
Рв -32 п
(И+Я3 Ж '
(7)
(3)
Расстояние между скважинами (концами скважин), обеспечивающее выброс породы и заданную степень дробления, при наличии одной открытой поверхности равно:
На основании приведенной методики рассчитаны параметры БВР при отбойке рудных тел мощностью 0,5-1,2 м, 1,2-2,6 м, 2,6-3,5 м скважинами диаметром 57 мм. Результаты расчетов приведены в табл. 2.
Размер нарушения законтурной части массива (Яот — Я ) в плоскости веера определен
из энергетической теории деформирования и разрушения трещиноватого массива взрывом для подэтажно-камерной отбойки и равен
И
2
3
Таблица 2
Параметры БВР для снижения разубоживания и получения заданной степени дробления (йскв = 57 мм)
Категория м к, м Яр, м а, м п Ж, м Ъ кг/м3 Я3, м Япл, %
трещиноватости
I <0,05 1 1,3 1,7-2,3 1 0,7 2,1 0,35 41,2
2 (2,0) 2 1,4 1,1 0,52 31,2
3 2 1,5 0,8 0,42 22,0
II 0,05-0,15 1 0,9 1.3-1,7 2 1,0 2,5 0,56 52,8
2 (1,5) 2 1,1 1,5 0,44 30,6
3 3 1,4 1,2 0,51 25,4
III 0,15-0,40 1 0,7 1,1-1,3 2 0,8 3,0 0,65 56,5
2 (1,2) 2 1,0 1,8 0,51 33,8
3 3 1,3 1,5 0,58 27,8
IV 0,40-1,0 1 0,6 0,9-1,1 2 0,7 3,2 0,86 63,2
2 (1,0) 3 0,9 2,3 0,84 45,6
3 4 1,2 1,8 0,88 37,0
V >1,0 1 0,5 0,7-0,9 2 0,6 3,6 0,82 62,1
2 (0,8) 3 0,8 2,7 0,72 42,0
3 4 1,0 2,3 0,82 22,0
R = RP
1--
%W
0,5
(8)
Анализ (8) и (1) показывает, что для снижения величины законтурного разрушения необходимо уменьшать ЛНС, количество скважин в группе, веере, диаметр заряда ВВ. В случае бурения скважин в пределах контура рудного тела величина разубоживания будет равна
Япл =
2R
2R + m
100 %,
(9)
где т - мощность рудного тела (т « к).
Для обеспечения нарушения законтура, не превышающего 0,5 м, в породах с размером от-
й
дельности 0,05-0,40 м, при Яр = 0,8м, —К = 2,7 по-
лучим для маломощных рудных тел
h(n +1)2 3(n +1)2 -13 '
W =
(10)
Использование приведенной методики и параметров БВР на рудниках ОАО «ППГХО» позволило доказать ее эффективность в плане обеспечения заданной степени дробления и снижения разу-боживания руд с 50-60 до 30-40 %. Учитывая большой объем (77 %) рудных тел мощностью до 2,6 м на месторождениях Стрельцовского рудного поля, внедрение подэтажно-камерной системы разработки позволит увеличить производитель-
ность добычи руд при низком разубоживании. Эффективность использования данной системы разработки будет определяться комплексно. Кроме параметров БВР необходимо определить рациональную высоту подэтажа, допустимую мощность рудного тела, геометрические параметры междукамерных и внутриблоковых целиков, технологию и параметры закладочных работ.
БИБЛИОГРАФИЧЕСКИЙ СПИСОК
1. Тюпин В. Н. Повышение эффективности геотехнологии с использованием энергии взрыва при деформировании трещиноватых напряженных массивов горных пород : дис. ... докт. техн. наук. М. : ВНИПИПТ. 2002. 267 с.
2. Мосинец В. Н., Абрамов А. В. Разрушение трещиноватых и нарушенных горных пород. М. : Недра. 1982. 248 с.
3. Вовк А. А., Смирнов А. Г., Благодаренко Ю. А. О двух составляющих поля напряжений вблизи заряда ВВ // ФТПРПИ. 1976. № 6. С. 28-31.
4. Кутузов Б. Н., Тюпин В. Н. Определение размера зоны регулируемого дробления при взрыве заряда в трещиноватом массиве // Изв. ВУЗов. Горный журнал. 1974. № 8. С. 30-35
5. Тюпин В. Н. Методика расчета параметров БВР при подэтажно-камерной отбойке // Техн. прогресс в атом. пром. Сер.: ГМП. 1989. Вып. 7. С. 3-5.
УДК 004.75 Янчуковский Владислав Николаевич,
аспирант, Иркутский государственный технический университет, тел. 89501397468, e-mail: V.Yanchukovsky@gmail.com Сосинская Софья Семеновна,
к. т. н., доцент, Иркутский государственный технический университет, e-mail: sosinskaya@mail.ru
ПАРАЛЛЕЛЬНЫЙ ИТЕРАЦИОННЫЙ КЛАСТЕРНЫЙ АНАЛИЗ
НА ОСНОВЕ АЛГОРИТМА FOREL
V.N. Yanchukovsky, S.S. Sosinskaya
PARALLEL ITERATIVE CLUSTER ANALYSIS BASED ON FOREL ALGORITHM
h
Аннотация. Рассматривается параллельная реализация алгоритма кластерного анализа ЕОЯЕЬ. В качестве исходных данных для эксперимента выбран набор втулок, обрабатываемых на револьверных станках. Была поставлена задача разбить этот набор втулок на кластеры, соответствующие комплексным деталям, и проанализировать результаты, полученные в обычном и параллельном режимах.
Ключевые слова: кластерный анализ, параллельные вычисления, вычислительный эксперимент, комплексная деталь.
Abstract. The article deals with parallel realization of cluster analysis algorithm FOREL. Set of bushings machined by a turret lathe is used as source data. Source data is used for distinguishing clusters equal to complex parts. Outcome of computational experiment in series and parallel mode is analyzed.
