CC BY
27
Ю. А. Масаев L01BDV@yandex.ru
III. ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЕ ВОПРОСЫ БЕЗОПАСНОСТИ ГОРНЫХ РАБОТ TECHNOLOGICAL QUESTIONS OF MINING WORK
SAFETY
УДК 622.235.3.023.2
О МЕХАНИЗМЕ ВЗАИМОДЕЙСТВИЯ ВЗРЫВА ЗАРЯДОВ ВЗРЫВЧАТЫХ ВЕЩЕСТВ С ПОРОДНЫМ МАССИВОМ ПРИ СООРУЖЕНИИ ГОРНЫХ ВЫРАБОТОК ON THE MECHANISM OF INTERACTION BETWEEN THE EXPLOSION OF EXPLOSIVE CHARGES AND ROCK MASS IN THE CONSTRUCTION OF MINE WORKINGS
Ю. А. Масаев - к.т.н, профессор Кузбасского государственного технического университета имени Т.Ф. Горбачева (КузГТУ), действительный член Академии горных наук, 650000, г.Кемерово, ул. Весенняя, 28
A. И. Копытов - д-р техн. наук, профессор Кузбасского государственного технического университета имени Т.Ф. Горбачева (КузГТУ), президент Сибирского отделения Академии горных наук, 650000, г.Кемерово, ул. Весенняя, 28
B. Ю. Масаев - к.т.н., доцент кафедры Кемеровского института (филиала) Российского экономического университета им. Г. В. Плеханова, 650025, Кемерово, пр-кт Кузнецкий, 39
Н. В. Мильбергер - аспирант Кузбасского государственного техническою университета имени Т.Ф. Горбачева, (КузГТУ), 650000, г.Кемерово, ул. Весенняя, 28
Yu. A. Masaev - Candidate of Technical Sciences, Professor of the Kuzbass State Technical University named after T.F. Gorbachev (KuzGTU), full member of the Academy of Mining Sciences, 28, Ulitsa Vesennyaya, Kemerovo, 650000, Russia
A. I. Kopytov - Doctor of Technical Sciences, Professor of the Kuzbass State Technical University named after T.F. Gorbachev (KuzGTU), President of the Siberian Branch of the Academy of Mining Sciences, 8, Ulitsa Vesennyaya, Kemerovo, 650000, Russia
V. Yu. Masaev - Candidate of Technical Sciences, Associate Professor of the Department of the Kemerovo Institute (branch) of the Russian Economic University. G.V. Plekhanova, 39, Prospect Kuznetskiy, Kemerovo, 650025, Russia
N. V. Milberger-graduate student of the Kuzbass State Technical University named after T.F. Gorbachev, (KuzGTU), 28, Ulitsa Vesennyaya, Kemerovo, 650000, Russia
Рассмотрены условия сооружения горных выработок при разработке месторождений полезных ископаемых подземным способом с применением буровзрывных работ. Изложены основные факторы, оказывающие существенное влияние на качество отбойки горных пород и обеспечение эффективности сооружения горных выработок такие, как: естественная неоднородность породного массива; различие механических постоянных характеристик среды в статике и динамике; условия формирования попей напряжений и их взаимодействия с породным массивом; высокая скорость процесса деформации среды и другие.
Приведены теоретические основы и аналитическое обоснование действия взрыва в породном массива, формирования системы трещин в породном массиве и роли расширяющихся газообразных продуктов взрыва в образовании зоны предразрушения, оказывающей существенное влияние на качество разрушения горной породы при сооружении горных выработок. Указана роль внутренней забойки шпуров в формировании импульса давления при детонации шпуровых зарядов ВВ.
The conditions for the construction of mine workings in the development of mineral deposits by underground method with the use of drilling and blasting operations are considered. The main factors that exert a significant influence on the quality of rock breakage and ensure the efficiency of the mine workings are presented, such as: natural heterogeneity of the rock massif; The difference between the mechanical constant characteristics of the medium in static and dynamic; Conditions for the formation of stress fields and their interaction with the rock mass; High speed of process of deformation of environment and others.
The theoretical foundations and the analytical basis for the explosion in the rock massif, the formation of a system of cracks in the rock massif and the role of expanding gaseous products of the explosion in the formation of the pre-destruction zone, which has a significant
В. Ю. Масаев recess@bk.ru
H. В. Мильбергер
effect on the quality of rock destruction during the construction of mine workings, are given. The role of internal hole drilling in the formation of a pressure pulse in the detonation of explosive charges is indicated.
Ключевые слова: ЗАРЯД ВЗРЫВЧАТОГО ВЕЩЕСТВА, ПОРОДНЫЙ МАССИВ, ПРОДУКТЫ ДЕТОНАЦИИ, ГАЗОВАЯ ПОЛОСТЬ, ШПУР, ИМПУЛЬС ДАВЛЕНИЯ
Key words: CHARGE OF EXPLOSIVE SUBSTANCE, ROCK MASS, DETONATION PRODUCTS, GAS FIELD, SHPUR, PRESSURE IMPULSE
Введение
Горное дело можно считать родоначальником всех отраслей народного хозяйства, поскольку оно является самой древней отраслью. Зародилось горное дело примерно 400 тыс. лет до н.э. и на протяжении длительного периода претерпевало те или иные стадии развития.
Нет ни одной отрасли народного хозяйства, которая не зависела бы от горного дела. Что было бы с постоянно развивающейся промышленностью, если бы мы не обладали содержащимися в недрах земли неистощимыми запасами угля и руд - источника различных металлов. Человек не может обойтись без металлов в любой сфере своей деятельности.
Развитие ранних цивилизаций начиналось с открытия, извлечения и создания специфических материалов. На всем протяжении истории человечества развитие традиционных путей сообщения, расположение центров политической и экономической власти, а также распространение научной, философской мысли, политических идей, веяний культурной жизни во всех ее проявлениях определялись размещением природных ресурсов, их добычей и контролем над ними.
Развитие промышленных технологий добычи полезных ископаемых неразрывно связано с использованием энергии взрывчатых веществ (ВВ). Взрывные работы в настоящее время являются одним из основных способов разрушения горных пород как при добыче полезных ископаемых, так и в целом ряде отраслей промышленности - при строительстве гидросооружений, транспортных тоннелей, специальных подземных сооружений и т.п.
Взрывчатые вещества обладают огромным запасом потенциальной энергии, диапазон которого весьма широк у различных ВВ, в зависимости от их состава и назначения. И качественное управление этой энергией является первостепенной задачей. При детонации заряда ВВ возбуждаемая мощная ударная волна переходит в породный массив и создает в нем систему радиальных и концентрических трещин, в которые затем устремляются газообразные продукты взрыва, под огромным давлением удлиняют трещины, расширяют и соединяют между
собой, обеспечивая разрушение определенного объема горной породы.
Изучить экспериментально характер протекающих процессов очень сложно, так как разместить какие-либо датчики в глубине нетронутого породного массива практически невозможно. Поэтому в наших исследованиях был принят аналитический и модульный методы. В качестве модельного материала был принят лед. Для этого намораживали ледяные блоки размером 100*100x100см, в которые в процессе намораживания размещали кольцевые проволочные датчики (защищено патентом на изобретение). Лед по своим плотностным и акустическим свойствам, в зависимости от температуры замораживания, подобен каменному углю и слабым горным породам, а применяемый заряд ВВ и диаметр шпуров идентичны натурным. В исследованиях использовались осциллографы, скоростная съемка и сверхскоростная фоторегистрация протекающих процессов, что дало возможность изучить скорость и глубину прорастания трещин, начало и скорость разлета взорванной массы.
Результаты исследований показали хорошую сходимость с аналитическими и натурными исследованиями.
При сооружении горных выработок с применением взрывных работ основными критериями оценки качества взрыва являются: высокий коэффициент использования шпуров (к.и.ш.); равномерность дробления горной массы; окон-туривание горной выработки близкое к проектному; небольшой разброс взорванной массы. От этого зависит не только производительность и себестоимость, но и безопасность выполняемых работ.
На получение качественных показателей взрыва оказывает существенное влияние целый ряд факторов: естественная неоднородность породного массива; различие механических постоянных характеристик среды в статике и динамике; условия формирования полей напряжений и их взаимодействия с породным массивом; высокая скорость процесса деформаций и др.
В ходе чрезвычайно быстрого физического или химического превращения веществ или группы веществ, характерных для явления взрыва, их потенциальная энергия переходит в механическую работу. Основными признаками
взрыва являются три основные фактора: экзо-термичность процесса; высокая скорость его прохождения и наличие газообразных продуктов взрыва (ПВ) под высоким давлением. Проявления этих факторов зависят от физико-механических свойств и напряженного состояния породного массива.
В соответствии с современными представлениями в разрушении породного массива взрывом принимают участие волны напряжений и газообразные ПВ. Роль волны напряжений, формирующейся на начальной стадии действия взрыва, сводится к тому, что при ее распространении происходит образование системы трещин, дальнейший рост которых обусловлен последующим расширением газообразных ПВ.
В непосредственной близости от заряда ВВ порода подвергается пластическим деформациям и интенсивному дроблению, за счет чего происходит увеличение начального объема заряженной полости. Движение стенок зарядной полости прекращается, когда давление продуктов детонации достигает временного предела прочности породного массива. При этом происходит изменение механизма взаимодействия расширяющихся газообразных ПВ с разрушаемым породным массивом, в частности скоростью и дальностью их движения по образованным трещинам, что существенно влияет на качество разрушения породного массива.
Теоретические основы этого процесса были сформулированы известными учеными -Ф. А. Баумом, К. П. Станюковичем, Я. Б. Зельдовичем. Согласно их исследованиям, закон дви-
жения границы «продукты детонации описывается уравнением [1]:
среда»
<лг ъи£
с/г
Ра
Г}Г [к
2Ре Раг'
(1)
решением которого является выражение, позволяющее определить движение границы раздела для любого момента времени:
и = * =
сП
__+ (г±
3(/-1) 3ра
2 .Рк(пЛ3гА
Проинтегрировав данное выражение в пределах от первоначального г до конечного радиусов газовой полости, время расширения границ зарядной камеры выразится как:
Ф
Л
(3)
т
ь 2 ^ Рв
И
_ 2 Ъ(га)
3(г-1) Ра\г )
где Ра - атмосферное давление; р - массовая плотность среды; у - показатель изэнтропы; г -радиус полости; ик, Рк, гк - соответственно, скорость, давление продуктов взрыва и радиус в любой промежуточной точке.
При взрыве заряда аммонита АП-5ЖВ в породах с коэффициентом крепости по шкале проф. М. М. Протодъяконова / = 1,5-4 полное время расширения газовой полости составит 1360микросекунд, а полный радиус зоны с учетом размера зарядной камеры Япр ~ 18 см. Рассчитанный размер полости может иметь место в том случае, если в процессе ее расширения будет исключена утечка газов в трещины.
Практически с момента расширения продуктов детонации вслед за распространением волны напряжений идет образование трещин со скоростью, не превышающей 0,4 скорости волны напряжений (Утр < 0,4 Ср). Параллельно с этим в образовавшиеся трещины стремятся проникнуть газообразные ПВ, в результате чего в зарядной камере должен наблюдаться быстрый спад давления. Однако и в этом случае предельный радиус полости будет определяться равенством прочностного сопротивления среды и конечного давления газов (асж = Ра). Таким образом, равновесный размер газовой полости вследствие утечки газов в трещины должен быть меньше Япр. Так как скорость движения границы зоны расширения существенно меньше скорости газов в трещинах, то при достижении полостью конечных размеров газы успевают распространиться по трещинам на более дальнее расстояние ЯгТ. Можно полагать, что давление газообразных ПВ на этом расстоянии будет выравнено с давлением в полости и равно Ра. Для приближенной оценки величины расстояния Е т была принята для расчета следующая упрощенная схема.
1. От действия волны напряжений вокруг зарядной камеры образуется равномерно распределенная система радиальных трещин.
2, При проникновении газов трещины принимают клиновидную форму в полости перпендикулярной оси шпура. При этом ширина всех трещин на равном удалении от зарядной камеры одинакова.
Ранее проведенная серия исследований в алевролитах с использованием аммонита АП-5ЖВ показала, что предельный диаметр получаемых полостей не превышает 22-26 см. Если исходить из полученных скоростей расширения газовой полости, найденных для случая, когда отсутствует утечка газов в трещины, то среднее фактическое время формирования полости до диаметра 22 см составит 620мс. При
82
скорости распространения трещин V <0,4С (V
1111 1 1 тр р х тр
- 744 м/с при Ср= 1860 м/с) радиус трещинообра-зования за это время будет равен 46 см или 25,6
Г «
тр
Эффективность разрушения породного массива зависит от общего объема формируемой зоны трещинообразования после взрыва заряда ВВ, которую можно определить, воспользовавшись рекомендациями проф. Г. И. Покровского [2]. Поскольку трещины от взрыва заряда ВВ распространяются в радиальном направление то угол между двумя любыми соседними трещинами может быть определен из выражения:
а^Укр/У,рад (4)
где К - радиальная скорость смещения породы на расстоянии г от места взрыва; V - критическая скорость разрушения породы.
Зависимость скорости смещения от расстояния аппроксимируется выражением:
А
Уг =
-п г
(5)
где А - постоянная для взрывчатых веществ, имеющих примерно постоянную величину удельной энергии (А = 2,7 ■ ¡(Р)\ п - коэффициент, указывающий степень ослабления волны, разрежения по сравнению с ударной волной = 2.6)\ г1 - приведенное расстояние, равное отношению фактического расстояния к радиусу заряда ВВ. При г =25,6
Уг = 2,1 '10 =550 м/с. 25,6 '
Критическая скорость разрушения породы определяется как:
V Г
где С - скорость распространения продольной звуковой волны; а - предел прочности породы на растяжение; Е - модуль упругости горной породы.
С учетом принятых средних значений этих
величин: С = 1860м/с, а = 1,8 кг/см2, Е = 0,350 • 105
р р
кг/см2, критическая скорость составит:
186-10-1,8
= 9,56 м/с.
0,350 ■ 10
Угол между соседними трещинами в этом случае составит:
« = 9,56/590 = 1,62-1&2 рад.
Учитывая, что I радиан равен 57,3°, получим а ~ 0.93".
Таким образом, на расстоянии 25,6 г при взрыве заряда ВВ должно возникнуть
К = 360°/0,93° = 390 трещин,
Принимая, что прирост окружности зарядной камеры при ее расширении от первоначаль-
ного диаметра (рн = 4,4 см) до конечного (Ок = 22 см) обусловлен расширением образованных трещин, средняя ширина основания трещин составит: п п
лДк -^нач. =014 см К
В этом случае объем занимаемый продуктами детонации к моменту завершения расширения газовой полости при давлении Рл составит:
и
^пр ^ 'зар -^^т'зар- (7) Поскольку формирование газовой полости, протекающее без утечки продуктов детонации в трещины, завершается также при давлении Ра, характеризующим прочностные свойства среды, то можно составить следующее равенство.
1 г --КЖт'эар-
'зар + 2
(8)
Откуда:
2лг
Я?
■пр
2-3,14^182 -112^
= 23 см.
Кб 390 0,14
Это означает, что за время расширения газовой полости до диаметра 22 см, равное 620 мс, продукты взрыва, распространяясь по трещинам, опередят ее конечную границу на 23 см. При этом путь, пройденный газами за это время с учетом первоначального размера зарядной камеры, составит 31,8 см, что отвечает средней скорости 541,0м/с,
Время выхода продуктов детонации в призабойное пространство зависит от глубины заложения заряда ВВ, поэтому необходимо установить закономерность падения скорости газового потока с увеличением линии наименьшего сопротивления (А7). Для этого составим таблицу исходных данных (табл. 1).
В соответствии с ранее проведенным расчетом, будем полагать, что на расстоянии 0,318м от зарядной камеры скорость газообразных ПВ в трещинах составляет 510м/с.
Известная система дифференциальных уравнений Эйлера дает описание движения газа в канале [3, 4]:
8г р дг
ЖпР + иМпР + М=() т вг дг
дРрГ | идРР~г _0
ы
дг
где и - скорость газового потока; р - плотность
83
Технологические вопросы безопасности горных работ Таблица 1. Таблица исходных данных
дзар - вес заряда В В, кг 1за - длина заряда ВВ, м Х-линия наименьшего сопротивления, м 1шп - глубина шпура, м
0,600 0,54 0,5 1,04
0,900 0,81 0,5 1,31
1,200 1,08 0,5 1,58
1,500 1,35 0,5 1,85
0,600 0,54 1,0 1,54
0,900 0,81 1,0 1,81
1,200 1,08 1,0 2,08
1,500 1,35 1,0 2,35
0,600 0,54 1,5 2,04
0,900 0,81 1,5 2,31
1,200 1,08 1,5 2,58
1,500 1,35 1,5 2,58
газа; Р - давление газа; г - время движения потока газа; г - расстояние, пройденное передним фронтом газового потока; у - отношение тепло-емкостей при постоянном давлении и постоянном объеме.
После преобразования и решения системы (9) окончательно получаем:
С _
(10)
и =
(г-^)2
Для вычисления скорости газов в каждый интересующий нас момент времени введем следующие обозначения:
Ц
ср
Ц
ср
где ии— начальная скорость газов на некотором участке; и конечные значения скорости,
* к ' к7 к 1 '
времени и расстояния.
С учетом введенных обозначений будем иметь:
С С
(гк-и^к?
Кр-^н)^
и»
'Ср
(11)
ии
^ср Гк ~гк
и»
и,
-1
ср
или
2иср-ии =
К
и,
ср
(12)
Значение постоянной интегрирования -С определяем из выражения (11).
\2
Для вычисления начальной скорости на участке 0-0,318 м необходимо установить скорость продуктов детонации V у поверхности заряда ВВ.
V = Ж/ятр
где Ж - скорость движения газов за фронтом волны детонации по оси заряда ВВ; (р - угол между перпендикуляром к оси заряда ВВ и направлением максимальной плотности потока энергии газов; п - показатель изэнтропы.
<р-агс{д—л — 3, я? = 18°, № - —= 1000 м/с 2п л + 1
при О = 4000 м/с .
Тогда скорость у поверхности заряда ВВ определится как:
У = 1000/зт18° = 3240 м/с. С увеличением расстояния скорость движения газов снижается приблизительно по закону: * \4
Ух V
где г0- радиус заряда ВВ.
Необходимо отметить, что эта зависимость справедлива только для начальной стадии, когда расширение газов подчиняется изэи-тропе Р=АрК В соответствии с этим законом, в
момент достижения газами стенок шпура
г \4 /10ч4 Г0
- 324оГ—1 * 1460 м/с.
/ж) U2J
Тогда для начального участка распространения газообразных ПВ 0-0:318 м имеем:
ии = 1460 м/с; (/„ = 510 м/с\ и = 385 м/с.
И 1 К ' ср
Подставляя полученные значения, определим - С: ?
Таблица 2. Значения скорости движения газов на отдельных участках
Участок пути, пройденный газами, м Начальная скорость газа на участке, м/с Конечная скорость газа на участке, м/с Средняя скорость газа на участке, м/с
0-0,318 1460 510 885
0,318-0,500 510 380 445
0,500-1,000 380 274 322
1,000-1,500 274 200 287
Преобразуя уравнение <12), получим:
-5иии1рг£+ти^= (14)
Определим численные значения коэффициентов при и и свободного члена для гк = 0,5м:
= 4-5102 0,52 =256000;
5ииг£ = 5 ■ 5102 - 0Т52 = 637,5; 2^0,5;
и^=5103'0152 =33|2'106.
Подставляя найденные коэффициенты, получим
-\27Aulp + 520000иср - 66,3 ■ Ю6 = 0.
После вычислений находим 11ср ~ 445 м/с.
Поскольку на участке 0,318-0,5 м начальная скорость, которая является конечной на участке пути 0-0,318 м, равна 510 м/с, конечная скорость составит ик = 2и.р - ии= 890 - 510 = 380 м/с.
Далее, вновь подставляя найденное значение Ок (которое на следующем участке 0,5-1.0 м является начальной - ин) в (14) и решая полученное уравнение, находим:
и = 445м/с, V = 274м/с.
ер ' к
Для последнего участка 1,0-1,5м: 11ср = 237 м/с, ик = 200 м/с.
Таким образом, скорость движения газов на отдельных участках имеет следующие значения (табл. 2)
Исходя из полученных средних скоростей, время прохождения газами указанных участков с некоторым приближением составит 1 мс, 3 мс
БИБЛИОГРАФИЧЕСКИЙ СПИСОК
и 6 мс.
Для обеспечения эффективности взрыва и качественного разрушения породного массива необходимо обеспечить задержку выхода из зарядной камеры газообразных ПВдля полноты использования их энергии на разрушение среды. Для этого необходимо применять качественную внутреннюю забойку.
Роль внутренней забойки и происходящие при этом процессы будут формировать иной механизм взаимодействия с детонирующим зарядом ВВ. В этом случае расширяющиеся ПВ, стараясь вытолкнуть внутреннюю забойку, при-водят ее в напряженное состояние, которое будет определяться двумя параметрами давления: в направлении распространения ударной волны (Р) по оси шпура и в перпендикулярном направлении (на стенки шпура) - (Рт). В данном случае определяющими будут являться импульсы нормального давления (7) и бокового давления (У):
*2
Таким образом, эффективность и качество разрушения горного массива зависят от суммарного воздействия импульсов давления, которые предопределяют максимальное использование энергии взрыва.
Данные факторы необходимо учитывать при проведении исследований, проектировании и разработке средств и способов интенсификации горнопроходческих работ.
1. Баум, Ф. А. Физика взрыва / Ф. А. Баум, Л. П. Орленко, К. П. Станюкович. - М. : Наука, 1975. - 704 с.
2. Покровский, Г. И. Взрыв / Г. И. Покровский. - М. : Недра, 1973. - 182 с.
3. Станюкович, К. П. Неустановившееся движение сплошной среды / К. П. Станюкович. - М. : Наука, 1971. -
854 с.
4. Физика взрыва / С. Г. Андреев [и др.]; под ред. Л. П. Орленко. 3-е изд. доп. и перераб. - М. : Физматлит, 2004. - 656 с.
REFERENCES
1. Baum, F.A., Orlenko, L.P., & Staniukovich, K.P. (1975). Fizika vzryva [Explosion physics]. Moscow: Nauka [in Russian]
2. Pokrovsky, G.I. (1973). Vzryv[Explosion]. Moscow: Nedra [in Russian],
3. Staniukovich, K.P. (1971). Neustanovivsheesia dvizheniie sploshnoi sredy [Unsteady motion of a continuous medium]. Moscow: Nauka [in Russian].
4. Andreev, S.G. et al. Edited by Orlenko, L.P. (2004). Fizika vzryva [Explosion physics]. Moscow: Fizmatlit [in Russian]. 2004. - 656 c.
встречи с семьями погибших ГОРНЯКОВ
1507-2015
В Кузбассе прошли первые и эгом году традиционные аотречи с родственниками погибших горняков.
Подробнее...
В РАЗВИТИЕ ГЛАВНОЙ ТЕМЫ 24-136-2015
Из печати выше/1 второй и »том году номер научно-технического журнала ^Вестник». В своём обращении к читателям главный редактор издания, доктор технических наук Нэлн Вадимовна Трубицына подчеркивает, что на угледобывающих предприятиях Кузнецкого бассейна аварийность С тяжёлыми последствиями и человеческими жертвами заметно снизилась.
^Актуально
НЕ НУЖЕН УГОЛЬ ЛЮБОЙ ЦЕНОЙ
''УГОЛЬНАЯ'1 ПРОКУРАТУРА: 1*ТОГИ ПСЛ/ГОД
8
'Нлучкыи пГ^пкЛцнц
КОНЦЕПЦИЯ СОЗДАНИЯ ПУНКТОВ КОЛЛЕКТИВНОГО СПАСЕНИЯ ПЕРСОНАЛА ПРИ
86
