CC BY
22
ГИАБ. Горный информационно-аналитический бюллетень / MIAB. Mining Informational and Analytical Bulletin, 2021;(12):31-46 ОРИГИНАЛЬНАЯ СТАТЬЯ / ORIGINAL PAPER
УДК 622.235 DOI: 10.25018/0236_1493_2021_12_0_31
ОБОСНОВАНИЕ ПАРАМЕТРОВ ЦИЛИНДРИЧЕСКОГО ВРУБА В ГОРИЗОНТАЛЬНОЙ ПОДЗЕМНОЙ ВЫРАБОТКЕ
Б.Р. Ракишев1, А.А. Орынбай1,2, А.Б. Мусахан1, К.А. Толеуов3
1 Казахский национальный исследовательский технический университет имени К.И. Сатпаева, Алматы, Казахстан, e-mail: [email protected] 2 Алматинский университет энергетики и связи, Алматы, Казахстан 3 ПО ЖЦМ ТОО «Корпорация Казахмыс», Жезказган, Казахстан
Аннотация: Для обоснования параметров цилиндрического вруба в горизонтальной подземной выработке принята поэтапная модель разрушения массива горных пород взрывом. Согласно этой модели, на первой стадии мощная волна сжатия, образованная при взрыве, разрушает породу на контакте заряд — среда (дробит или переводит в пластическое состояние), расширяет взрывную полость, от границы зоны раздавливания распространяется зона радиальных трещин. За это время, осуществляется основное разрушение отбиваемой породы, и взрывная полость цилиндрической формы достигает своего предельного положения. На второй стадии газообразные продукты взрыва (ГПВ) сообщают разрушенной породе ускоренное движение в сторону свободной поверхности. Третья стадия — разлет породы под действием ГПВ и силы тяжести, образование развала пород. На основе этой модели определены ключевые результаты взрыва в твердой среде: прочностная характеристика пород в условиях всестороннего взрывного нагружения, относительный предельный радиус взрывной полости, радиусы зон мелкого дробления и радиальных трещин и принцип рационального расположения зарядов во взрываемом блоке. С их использованием обоснован новый подход к определению параметров цилиндрического вруба. Получены аналитические зависимости для размещения врубовых шпуров в забое выработки. С учетом принципа рационального расположения зарядов во взрываемом массиве установлены параметры отбойных и оконтуривающих шпуровых зарядов.Новые параметры БВР на подземных рудниках ТОО «Корпорация Казахмыс» позволили уменьшить удельный расход ВВ на 8 — 12%, увеличить выход горной массы 1 пог. м шпура на 8 — 12%, обеспечить требуемый гранулометрический состав взорванной горной массы и подвигание забоя. Принципиальное отличие новой методики от известных заключается в том, что впервые в горной науке в качестве определяющего показателя результатов взрыва ВВ в твердой среде принят предельный радиус взрывной полости, образованной взрывом ВВ в породе, благодаря которому результаты взрыва хорошо согласуются с физико-механическими свойствами пород, физико-химическими характеристиками применяемого ВВ и условиями взрывания.
Ключевые слова: горизонтальная подземная выработка, цилиндрический вруб, параметры вруба, аналитическое определение параметров, автоматизированное проектирование параметров.
Для цитирования: Ракишев Б. Р., Орынбай А. А., Мусахан А. Б., Толеуов К. А. Обоснование параметров цилиндрического вруба в горизонтальной подземной выработке // Горный информационно-аналитический бюллетень. - 2021. - № 12. - С. 31-46. DOI: 10.25018/0236_1493_2021_12_0_31.
© Б.Р. Ракишев, А.А. Орынбай, А.Б. Мусахан, К.А. Толеуов. 2021.
Justification of cylindrical entry cut geometry in underground mine gallery
B.R. Rakishev1, A.A. Orynbay12, A.B. Musakhan1, K.A. Toleuov3
1 Satbayev University, Almaty, Kazakhstan, e-mail: [email protected]
2 AUES University, Almaty, Kazakhstan 3 PA ZhCM LLP «Corporation Kazakhmys», Zhezkazgan, Kazakhstan
Abstract: Geometry of a cylindrical entry cut in an underground mine gallery is justified using a stage-wise model of rock mass disintegration by blasting. According to this model, at the first stage, a strong blast-induced compression wave breaks the charge-rock interface (crushes and makes plastic), the explosion cavity is expanded, and the crushing zone changes into the radial fracturing zone. During this time, rock mass experiences basic disintegration, and the cylindrical explosion cavity reaches its ultimate limits. At the second stage, the gaseous explosion products (GEP) transmit accelerated motion to broken rock particles toward free surface. The third stage is fragmentation of rocks under the action of GEP and gravity, and blasted muck pile formation. The model determines the key blast parameters in the solid medium: strength characteristics of rocks under all-round explosive loading; relative limit radius of explosion cavity; radii of zones of fine crushing and radial fracturing; efficient blasting pattern design. Using these parameters, new approach to determination of the cylindrical entry cut geometry is justified. The analytical relations are obtained for designing blast patterns in faces. Based on the rational blasting pattern design, the parameters of production and perimeter blastholes are determined. The new drilling-and-blasting designs applied in underground mines of Kazakhmys Corporation made it possible to reduce explosive consumption by 8-12%, to increase broken rock yield per 1 m of borehole by 8-12%, and to ensure the desired grain size composition and the face advance. The cardinal difference of the new procedure from the known analogs is the use of the limiting explosion cavity radius as blast efficiency criterion in the solid medium, which is the first time in the mining science. This new criterion efficiently correlates the blast efficiency with the physical/mechanical properties of rocks, physicochemical characteristics of explosives, and blasting conditions.
Key words: underground mine gallery, cylindrical entry cut, entry cut geometry, analytical determination of parameters, automated design.
For citation: Rakishev B. R., Orynbay A. A., Musakhan A. B., Toleuov K. A. Justification of cylindrical entry cut geometry in underground mine gallery. MIAB. Mining Inf. Anal. Bull. 2021;(12):31-46. [In Russ]. DOI: 10.25018/0236_1493_2021_12_0_31.
Введение
При проведении подземных горизонтальных выработок в зависимости от физико-механических свойств пород, площади сечения выработки, средств механизации буровых работ для обеспечения требуемого качества дробления взорванных горных масс применяют прямые и наклонные врубы. Последние
предназначены для улучшения работы отбойных и оконтуривающих зарядов в соответствующих выработках. На современных подземных рудниках в связи с повсеместным использованием самоходного бурового оборудования на пнев-моколесном ходу компаний Atlas Copco, Sandvik применяют только прямые врубы. Они более технологичны, их подраз-
деляют на пирамидальный, вертикально-клиновой, горизонтально-клиновой, нижний односторонний, верхний односторонний и боковой односторонний [1].
На рудниках Казахстана, в том числе ТОО «Корпорация Казахмыс», широкое распространение получили призматические врубы. При этом шпуры на Вос-точно-Жезказганском руднике и руднике «Западный» обуриваются буровой установкой BOOMER MID с перфоратором 1338 HD+, на Южно-Жезказган-ском руднике — буровой установкой SANDVIK DD 411 с перфоратором HLX5. Для бурения шпуров применяются коронки буров D51R35 MITSUBISHI, а для расширения шпуров до скважин — коронки D89R35 SANDVIK. Диаметр шпуров — 54 мм, а компенсационных скважин — 93 мм.
Врубы образуются взрывом шпуровых зарядов, расположенных в вершинах одного или двух-трех квадратов, вокруг двух-четырех компенсационных скважин (рис. 1) [2 — 4]. Расположение указанных шпуров принято в основе практических данных без надлежащего научного обоснования. Аналогическая картина имеет место и на подземных рудниках всего мира [3 — 14]. Для восполнения этого пробела обратимся к теории разрушения горных пород действием взрыва цилиндрических зарядов взрывчатого вещества (ВВ).
Принятая модель разрушения массива горных пород взрывом цилиндрического заряда
Разрушение горных пород действием взрыва заряда ВВ зависит от конкретного сочетания многочисленных влияющих факторов. В общем случае оно протекает в соответствии с гипотезой Г.И. Покровского [15], получившей дальнейшее развитие в работах Б.Р. Раки-шева [16, 17].
В соответствии с этой гипотезой в момент, когда детонационная волна, инициированная взрывом ВВ, доходит до поверхности заряда, соприкасающейся со средой, на породу действуют взрывные газы под весьма высоким давлением. В среде возникает волна сжатия, которая сжимает, раздавливает и переводит в текучее состояние слой породы на контакте продукты взрыва (ПВ) — среда. Размеры образовавшейся при этом зоны сжатия (раздавливания) всецело зависят от давления, развиваемого в ПВ в этой зоне, прочностных и упругих свойств окружающей заряд породы (см. рис. 2, зона 2).
По мере удаления от центра взрыва интенсивность напряжений, вызванных волной сжатия, снижается, и процесс разрушения начинает носить иной характер. Частицы породы, вовлеченные в движение волной сжатия, продолжают перемещаться вдоль радиусов, исхо-
Рис. 1. Схемы расположения врубовых шпуров: [2] (а); [3] (б); [4] (в) Fig. 1. Entry cut blast borehole pattern: [2](а); [3](b); [4](v)
а) б) в)
Рис. 2. Разрушение массива пород при взрыве цилиндрического заряда ВВ в безграничной среде (а), вблизи свободной поверхности (б) и в горизонтальной подземной выработке (в): 1 — взрывная полость; 2 — зона раздавливания (мелкого дробления); 3 — зона радиальных трещин; 4 — зона трещин, развиваемых от свободной поверхности; 5 — зона совокупного разрушения; 6 — неразрушенная зона Fig. 2. Rock mass disintegration in blasting of cylindrical explosive change in infinite medium (a), nearby free surface (b) and in horizontal mine gallery (v): 1 — explosion cavity; 2 — crushing zone; 3—radial fracturing zone; 4 — crack formation starting from free surface; 5 — joint fragmentation zone; 6—intact zone
дящих из центра взрыва. В результате каждый элементарный цилиндрический слой растягивается, увеличивая свой радиус, что приводит к появлению системы радиальных трещин, расходящихся во все стороны от заряда. Появление радиальных трещин обусловлено наличием тангенциальных растягивающих напряжений, превышающих предел прочности материала на разрыв (рис. 2, зона 3).
При дальнейшем удалении от центра взрыва деформации, вызванные растягивающими напряжениями, прекращаются, и новые трещины не образуются. Размеры зоны радиальных трещин зависят от трещиноватости массива пород, их физико-механических свойств, передачи энергии ВВ в волну напряжений и времени их воздействия на среду (см. рис. 2, зона 3).
В остальной части среды за пределами отмеченных зон волна сжатия приводит к накоплению некоторого запаса потенциальной энергии упругой деформации, которая реализуется в работу разрушения лишь при наличии свободной поверхности. В этом случае при достижении волной сжатия свободной по-
верхности частицы приграничного слоя получают возможность расшириться в ее сторону. Такое расширение породы будет передаваться все более удаленным слоям среды. В результате возникает волна растяжения (или отражения), распространяющаяся от свободной поверхности внутрь массива. Эта волна вызывает растягивающее напряжение в породе и приводит к интенсивному разрушению среды. Трещины, образовавшиеся под действием волны растяжения, развиваются перпендикулярно направлению ее распространения (см. рис. 2, зона 4).
Участок породы, ограниченный с одной стороны зоной радиальных трещин, с другой — зоной трещин, идущих от свободной поверхности, разрушается под совокупным действием волновых процессов и ГПВ (см. рис. 2, зона 5).
Таким образом, основное разрушение скальных горных пород происходит под действием волн напряжений, возбуждаемых в среде продуктами детонации (ПД). Оставшиеся в полости ГПВ доразрушают отбиваемую часть массива и сообщают ей дополнительную кине-
Рис. 3. Схемы этапов развития взрыва в уступе: начало (а) и конец (б) первой стадии; начало (в) и конец (г) второй стадии; начало (г) и конец (д) третьей стадии
Fig. 3. Stages of explosion on a bench: stage 1 beginning (a) and ending (b); stage 2 beginning (v) and ending (g); stage 3 beginning (g) and ending (d)
тическую энергию. Раздробленная масса получает механическое движение и занимает определенное конечное положение в пространстве.
Для определения наиболее существенных результатов механического взаимодействия продуктов взрыва с окружающей средой разрушение массива крепких горных пород цилиндрическими зарядами в уступах (см. рис. 3) и в горизонтальной подземной выработке (см. рис. 4) в соответствии с изложенным схематически можно разделить на три стадии.
На первой стадии мощная волна сжатия, образованная при взрыве, разрушает породу на контакте заряд — среда (дробит или переводит в пластическое состояние), расширяет взрывную полость, от границы зоны раздавливания распространяется зона радиальных трещин. Процесс вначале мало отличается от явлений, сопровождающих взрыв в безграничной среде, но взаимодействие
волны сжатия со свободной поверхностью приводит к более интенсивному дроблению материала в ее окрестности и теле массива. Эта стадия кратковременная, но за это время расходуется большая часть энергии ВВ, осуществляется основное разрушение отбиваемой породы, и взрывная полость цилиндрической формы достигает своего предельного положения (рис. 3, а, б; рис. 4, а, б).
На второй стадии вследствие влияния свободной поверхности нарушается осесимметричное развитие взрывной полости, газообразные продукты взрыва доразрушают отбиваемый слой породы и сообщают ускоренное движение в сторону свободной поверхности (рис. 3, в, г; рис. 4, в, г). Хотя скорости, приобретенные частицами в волне сжатия и растяжения, имеют важное значение, главным определяющим фактором на этой стадии является действие оставшихся в полости ГПВ.
Рис. 4. Схемы этапов развития взрыва в горизонтальной подземной выработке: начало (а) и конец (б) первой стадии; начало (в) и конец (г) второй стадии; начало (г) и конец (д) третьей стадии Fig. 4. Stages of explosion in an underground mine gallery: stage 1 beginning (a) and ending (b); stage 2 beginning (v) and ending (g); stage 3 beginning (g) and ending (d)
Третья стадия — разлет отбитой породы под действием ГПВ и силы тяжести, образование развала пород (см. рис. 3, г, д; рис. 4, г, д).
При взрыве зарядов ВВ в горизонтальных подземных выработках (рис. 3) первая и вторая стадии взрыва не отличаются от таковых при уступной отбойке. В третьей стадии вследствие присутствия ограничения на движение взорванной горной массы в направлениях, перпендикулярных к оси выработки, перемещение породы происходит только в одном направлении.
Ключевые результаты взрыва зарядов ВВ в отбиваемом слое пород
К ним относятся предельный радиус взрывной полости, прочность пород в условиях всестороннего взрывного на-гружения, радиус зоны мелкого дробления, радиус зоны радиальных трещин и принцип рационального размещения зарядов в отбиваемом слое пород.
С использованием общих теорем теоретической механики,закономерностей и положений теории упругости [18 — 23] в работах [16, 17] для относительного предельного радиуса взрывной полости (см. рис. 2, а) — основного критерия эффекта взрыва в твердой среде — выведено уравнение:
гпр=(Рн/РсГ , (1)
где Рн — начальное давление ПВ в зарядной камере, МПа; Р — прочностная характеристика пород в условиях всестороннего взрывного нагружения, МПа.
Начальное давление ПВ вычисляется по известной формуле [16]:
Рн= 1/8р3302. (2)
Здесь рвв — плотность заряда ВВ в шпуре (скважине), кг/м3; О — скорость детонации заряда ВВ в шпуре, м/с.
Для прочностной характеристики пород в условиях всестороннего взрывного нагружения получено выражение:
Р = ст.
/ 2 У/4 Рос
ЧСТс*сУ
(3)
где стсж — предел прочности породы на сжатие, МПа; р0 — плотность породы, кг/м3; с — скорость звука в породе, м/с.
Для радиуса зоны мелкого дробления (см. рис. 1, а) выведено уравнение:
Г 2 У/2 РоС
(4)
Здесь г —
пр
взрывной полости, м: г =гпр т0; г0 —
предельный радиус
пр чу О
радиус шпура, м.
Для радиуса зоны радиальных трещин (см. рис. 5, а) получена зависимость:
(5)
1 + у стр
где V — коэффициент Пуассона, а — предел прочности породы на растяжение, МПа.
Принцип рационального размещения зарядов ВВ во взрываемом массиве, предусматривающий наибольший охват отбиваемого слоя пород трещинами, образованными действием взрыва при уступной отбойке, выражен равенствами [16,17]:
ТСГ "7
(1 + *)1/2—! «1,
2]/У (1 + к)1/2
(6)
где к — коэффициент, учитывающий доли разрушения массива пород как от действия отраженных волн, так и от вспучивающего действия взрыва, к = 1; )А/ — линия сопротивления по подошве уступа (ЛСПП), м; а — расстояние между скважинами в ряду, м; /?3 — высота цилиндрического заряда в скважине без перебура, м; /? — высота взрываемого блока, м.
Поскольку первые две стадии взрыва при уступной и безуступной отбойке протекают одинаково, выражения (6)
справедливы и для цилиндрических зарядов, расположенных в подземных горизонтальных выработках различного назначения.
Аналитическое определение рациональных параметров расположения зарядов в горизонтальной подземной выработке
Основными параметрами размещения зарядов ВВ в горизонтальной подземной выработке (см. рис. 5) являются: толщина (длина) отбиваемого слоя И, его ширина А, высота В; диаметр шпура (скважины) ёс, длина шпура /ш, расстояния между врубовыми шпурами ав, а , а а ,, расстояния между централь-
вк в2 в3
ным врубовым шпуром и последующими шпурами во врубе г , гв2, гв3, расстояние между отбойными шпурами аот, расстояние между оконтуривающими шпурами и проектным контуром выработки Ь, расстояние между оконтуривающими шпурами аок, длина заряда / в шпуре, длина заряда без перебура И , длина незаряженной части шпура (не-дозаряда) /2, длина перебура /п, вмести-
мость 1 пог. м шпура рш, масса заряда т в шпуре, схема, время замедления между разновременно взрываемыми группами зарядов ВВ т. Конечный результат взрыва: удельный расход ВВ q , выход горной массы с 1 пог. м шпура д, коэффициент использования шпура (КИШ); объем бурения V, площадь забоя на один шпур 5з, гранулометрический состав взорванной горной массы [р'(х1), р'(х2),...р'(хп)] и развал взорванной горной массы.
В соответствии со вторым соотношением из (6) максимальное расстояние между отбойными и оконтуривающими шпурами в ряду и между рядами должно составлять:
a = 2 ■ г.
(7)
Согласно третьему соотношению из (6) длина заряда в шпуре без перебура составляет:
(8)
h3 = 0,7 h
г2.
Длину недозаряда (незаряженной части шпура) можно принять равной:
/2 * 2 ■ гг (9)
Рис. 5. Параметры расположения одного заряда (а), группы зарядов ВВ (б) в горизонтальной подземной выработке
Fig. 5. Design patterns for a single blasthole (a) and for a group of blastholes (b) in an underground mine gallery
Общая длина заряда в шпуре составляет:
= Ь3 + 'п. (10)
Длину перебура можно принять равной:
'п " ^ (11)
Длина (глубина) шпура:
' = Ь + '. (12)
ш п 4 '
Перебур шпура 'п предназначен для учета краевого эффекта взрыва в донной части взрываемого слоя. Это необходимый элемент технологии взрывных работ, способствующий полному отрыву отбиваемого слоя пород от массива. Коэффициент использования шпура (КИШ), равный Ь/'ш(Ь/(Ь + 'п)), является основным критерием оценки результата взрыва. Он всегда меньше единицы.
Новый подход
к определению параметров
цилиндрического вруба
Для обеспечения постоянного размера г по всей длине отбойных и окон-туривающих шпуровых зарядов, т.е. для обеспечения требуемого качества взрыва в горной выработке возникает
необходимость в создании некоторой искусственной свободной поверхности внутри взрываемого слоя пород. Это требование реализуется путем проведения пионерного взрыва врубовых зарядов (см. рис. 5, б, 6, в). Шпуры, расположенные внутри окружностей на рис. 5, б, 6, в, называются врубовыми. Образованный взрывом этих зарядов цилиндрический объем пород мелкого дробления в горизонтальной выработке представляет собой цилиндрический вруб. Поверхность последнего и есть виртуальная свободная поверхность для облегчения работы отбойных шпуровых зарядов. След этой поверхности на забое обозначен буквой L Для надежного образования свободной поверхности во врубе дополнительно размещают несколько (обычно две, три) компенсационные скважины (без зарядов) диаметром ёс на некотором расстоянии авк от центрального шпура (см. рис. 6, а).
Обоснование параметров размещения врубовых зарядов в горизонтальной подземной выработке покажем на примере, реализованном на шахтах Жез-казганского месторождения. В качестве
В)
Рис. 6. Основные размеры элементов цилиндрического вруба: r2 — радиус зоны мелкого дробления вокруг шпурового заряда; r1 — радиус зоны трещинообразования вокруг шпурового заряда; r3 — радиус зоны мелкого дробления во врубе (б); r4 — радиус зоны смешаного дробления во врубе (в), L — след виртуальной свободной поверхности цилиндрического вруба с радиусом г4
Fig. 6. Principal dimensions of cylindrical entry cut elements: r2 — fine crushing zone radius around blasthole; r1 — radial fracturing zone radius around blasthole; r3—fine crushing zone radius in the entry cut; r——joint fragmentation zone radius in the entry cut; L — virtual free surface outline radius r4 in the entry cut
компенсационных приняты скважины диаметром с1с = 2йш. Они создаются путем расширения пробуренных шпуров специальным расширителем и располагаются на вершинах трех равносторонних треугольников, встроенных друг в друга, с общим центром в центральном шпуре (см. рис. 6). Сторона первого треугольника равна ав = 2г2 (рис. 6, а), второго — ав2 = 4г2 (рис. 6, б). Для определения длины третьего равностороннего треугольника авЪ (рис. 6, е) сначала нужно найти радиус описанной окружности вокруг второго треугольника стороной а .. Как видно из рис. 6, б, он равен в2 4
Тогда радиус зоны мелкогодробле-ния во врубе гъ (см. рис. 6, б) будет равняться:
Г1=^г2+г2*Ъ,Ъг2. (13)
Из рис. 6, е видно, что гъ является радиусом описанной вокруг третьего треугольника окружности. Отсюда сторона этого треугольника будет равняться ав3 = (4 + \1Ъ)г2 «5,7г2. Радиус зоны смешанного дробления во врубе (см. рис. 6, е), т.е. цилиндрического вруба:
Г4 = Г3 + Г2 = 4>ЗГ2 (14)
Расстояния от центрального шпура до каждого заряда из трех рядов врубовых шпуров определяются радиусами окружностей, описанных вокруг них, т.е.:
_ 2г2 _ 4 г2
4
ГеЪ=ГЪ=Ге2+Г2=^Г2+Г2 ■ (15)
Расстояние между шпурами в первом и втором рядах врубовых зарядов может быть принято равным ав = 2г2 (см. рис. 6, а, б). Шпуры третьего ряда зарядов размещают на контуре зоны мелкого дробления вруба между зонами
трещинообразования смежных шпуровых зарядов предыдущей группы (см. рис. 6, в). Они находятся на расстоянии г + г2 от смежных шпуров предыдущего ряда. При таком расположении шпуров обеспечивается практически полное мелкое дробление пород вокруг врубовых зарядов и образование единой виртуальной свободной поверхности (L) цилиндрического вруба радиусом г4 (см. рис. 6, в).
Отбойные шпуры размещают на расстоянии в пределах от г2 до г1 от следа виртуальной свободной поверхности L в зависимости от положения оконтури-вающих шпуров. Последние размещают по контуру выработки так, чтобы их устья находились на расстоянии b = г2 от проектного контура горизонтальной выработки (см. рис. 5, в). Угол наклона шпуров принимается равным 5°. Расстояние между отбойными и оконтури-вающими шпурами лежат в пределах а ~ 2г . Глубина отбойных и оконтури-вающих шпуров такая же, как врубовых.
Количество врубовых, отбойных и оконтуривающих шпуров определяется по их найденному размещению в горизонтальной выработке заданного сечения. Чем больше сечение выработки, тем больше отбойных и оконтуривающих шпуров. При установленном значении врубовых шпуров оконтуриваю-щие шпуры располагают только в одном ряду вдоль контура выработки, а отбойные шпуры — в несколько рядов внутри выработки.
Масса заряда в шпуре:
Q = pA> (16)
где рш — вместимость 1 пог. м шпура.
Автоматизированное
проектирование параметров БВР
На основе разработанного аналитического метода определения параметров расположения зарядов в горизонтальной
Результаты автоматизированного расчета параметров БВР для экспериментальных взрывов в выработках сечением 18,14 м2 и 22,85 м2 Automated drilling-and-blasting pattern design in experimental basting in mine galleries having cross-sections of 18.14 m2 and 22.85 m2
Параметры БВР 1 2 3 4
Прочностная характеристика породы, МПа 689,36 689,36
Начальное давление ПВ, МПа 1531 1531
Относительный предельный радиус полости 1,22 1,22
Радиус шпура, м 0,027 0,027
Предельный радиус полости, м 0,03 0,03
Радиус зоны мелкого дробления, м 0,25 0,25
Радиус зоны радиальных трещин, м 0,53 0,53
Количество шпуров, шт 34 34 29 29
Количество скважин (89 мм), шт 3 3 3 3
Количество врубовых шпуров, шт 10 10 7 7
Расстояние между центральным врубовым шпуром и компенсационными скважинами, м 0,15 0,15 0,15 0,15
Расстояние между центральным врубовым шпуром и первым рядом врубовых шпуров, м 0,28 0,3 0,3 0,3
Расстояние между центральным врубовым шпуром и вторым рядом врубовых шпуров, м 0,55 0,55 0,55 0,55
Расстояние между центральным врубовым шпуром и третьим рядом врубовых шпуров, м 0,79 0,8 0,79 0,8
Длина перебура врубовых шпура, м 0,25 0,3 0,25 0,3
Глубина врубовых шпуров и к.с., м 3,12 3,2 3,12 3,2
Длина заряда во врубовых шпурах, м 2,22 2,22 2,22 2,22
Количество отбойных шпуров, м 10 10 8 8
Расстояние между отбойными шпурами, м 1,0 0,9-1,1 1,0 0,9-1,1
Длина перебура отбойных шпуров, м 0,25 0,3 0,25 0,3
Глубина отбойных шпуров, м 3,12 3,2 3,12 3,2
Длина заряда в отбойных шпурах, м 2,22 2,22 2,22 2,22
Количество оконтуривающих шпуров, м 14 14 14 14
Расстояние между оконтуривающими шпурами, м 1,0 0,8-0,9 1,0 0,8-0,9
Длина перебура оконтуривающих шпуров, м 0,25 0,3 0,25 0,3
Длина заряда в оконтуривающих шпурах, м 2,22 2,22 2,22 2,22
Угол оконтуривающих шпуров, град 4,29 5 4,29 5
Объем бурения, м 118,4 118,4 102,4 102,4
Длина недозаряда шпуров, м 0,98 1,0 0,98 1,0
Вместимость 1-го погонного метра шпура, кг 2,29 2,29
Всего ВВ на цикл, кг 179,65 180,0 153,12 153,0
Гранулированное ВВ (Яюхат ST), кг 172,85 172,85 147,32 147,32
врубовые, отбойные и оконтуривающие — 5,08 кг на один шпур 172,85 172,85 147,32 147,32
патронированное ВВ, кг 6,8 6,8 5,8 5,8
Количество НЭСИ на забой, шт 34 34 29 29
Время замедления, мс 100 100
Объем отбойки, м3 66,3 52,6
Выход горной массы с одного шпура, м3/м 0,6 0,6 0,57 0,57
Удельный расход ВВ, кг/м3 2,7 2,7 2,9 2,9
Площадь забоя на один шпур, м2 0,67 0,67 0,63 0,63
Примечание: расчетные (1) и принятые (2) параметры БВР для выработок с S = 22,85 м2, расчетные (3) и принятые (4) параметры БВР для выработок с S = 18,14 м2.
подземной выработке была создана компьютерная программа для автоматизированного проектирования параметров БВР в среде Microsoft Visual Studio 2019 [24].
По предложенной программе автоматизированного проектирования были составлены паспорта БВР для Жезказ-ганских рудников «Восточный», «Южный» и «Западный». Физико-механические свойства пород и характеристики ВВ: порода «серый песчаник», плотность породы р = 2670 кг/м3, скорость звука
в породе с = 4300 м/с, а = 166 МПа, а = 15 МПа, V = 0,23, р^ 1000 кг/м3, $ = 3500 м/с. Сечение выработки 18,14 м2 с шириной 4,3 м и высотой 4,4 м и 22,85 м2 с шириной 5,2 м и высотой 4,65 м. Схемы размещения шпуров представлены на рис. 7. Расчетные параметры БВР приведены в таблице.
В экспериментальных взрывах было использовано три компенсационные скважины, 14 врубовых шпуров для выработки сечением 23,4 м2 и 11 врубовых шпуров для выработки сечени-
Рис. 7. Схемы размещения шпуров различного назначения в горизонтальных подземных выработках сечением 18,14 м2 (а) и 22,85 м2 (б)
Fig. 7. Various purpose blasting patterns in mine galleries having cross-section of 18.14 m2 (a) and 22.85 m2 (b)
ем 18,6 м2. Время замедления между смежно взрываемыми группами зарядов составляло 100 — 200 мс. Порядок инициирования зарядов соответствует нумерации групп зарядов (1, 2, ..., 14), приведенной на рис. 7.
При новой схеме расположения зарядов количество шпуров было снижено с 37 до 34 шт. в выработке сечением 23,4 м2, с 33 до 29 шт. в выработке сечением 18,6 м2. Удельный расход уменьшен на 8 — 12%, выход горной массы с 1 пог. м. увеличен на 8 — 12%.
Сопоставление качества взорванных пород при примышленных и экспериментальных взрывах указывает на их идентичность, что подтверждает правомерность нового подхода к определению параметров цилиндрического вруба в горизонтальных выработках подземных рудников ТОО «Корпорация Казахмыс».
Результаты апробации разработанного метода определения параметров цилиндрического вруба и автоматизированного проектирования БВР удовлетворительно согласуются с данными рассмотренных выше работ [1 — 12].
Заключение
1. Описана принятая поэтапная модель разрушения реального массива горных пород действием взрыва цилиндрического заряда. На ее основе определены ключевые результаты взрыва в твердой среде: прочностная характеристика пород в условиях всестороннего взрывного нагружения, относительный предельный радиус взрывной полости, радиусы зон мелкого дробления и радиальных трещин и принцип рационального расположения зарядов во взрываемом блоке.
2. Разработан аналитический метод определения рационального расположения зарядов ВВ в горизонтальной подземной выработке, создано автоматизированное проектирование параметров БВР.
3. Обоснован новый подход к определению параметров цилиндрического вруба-основного элемента отбиваемого слоя пород в горизонтальной выработке. Получены аналитические зависимости для размещения врубовых шпуров в забое выработки. На их основе с учетом принципа рационального расположения зарядов во взрываемом массиве установлены параметры отбойных и оконтуривающих шпуровых зарядов.
4. Новые параметры БВР на подземных рудниках ТОО «Корпорация Казах-мыс» позволили уменьшить удельный расход, увеличить выход горной массы соответственно на 8 — 12 % с обеспечением требуемого гранулометрического состава взорванной горной массы и под-вигания забоя.
5. Принципиальное отличие новой методики от известных заключается в том, что впервые в горной науке в качестве определяющего показателя результатов взрыва ВВ в твердой среде принят предельный радиус взрывной полости, образованной взрывом ВВ в породе. При этом результаты взрыва согласуются с физико-механическими свойствами пород, физико-химическими характеристиками применяемого ВВ и условиями взрывания.
6. Достигнутые результаты взрывов с использованием программы автоматизированного проектирования БВР хорошо согласуются с данными специалистов горного дела других стран мира.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Кутузов Б. Н., Андриевский А. П. Новая теория и новые технологии разрушения горных пород удлиненными зарядами взрывчатых веществ: монография. — Новосибирск: Наука, 2002. — 95 с.
2. Вохмин С. А., Курчин Г. С., Кирсанов А. К., Гоибанова Д. А. Расчет конструкции прямого призматического вруба // Современные проблемы науки и образования. - 2015. -№ 1-1. - С. 27.
3. ChandrakarS., Paul P. S., Sawmliana C. Influence of void ratio on «Blast Pull» for different confinement factors of development headings in underground metalliferous mines // Tunnelling and Underground Space Technology. 2021, vol. 108, article 103716. DOI: 10.1016/j. tust.2020.103716.
4. Salum A. H., Murthy V. M. S. R. Optimising blast pulls and controlling blast-induced excavation damage zone in tunnelling through varied rock classes // Tunnelling and Underground Space Technology. 2019, vol. 85, no. 3, pp. 307-318.
5. Должиков К. И., Мангуш С. К. Методика расчета параметров буровзрывных работ при проведении подземных горных выработок // Научный вестник Московского государственного горного университета // 2012. - № 11. - С. 13-24.
6. Умаров Ф. Я., Насиров У. Ф., Нутфуллоев Г. С., Назаров З. С., Шарипов Л. О. Повышение эффективности проходки подземных горных выработок с использованием шпуровых зарядов с кумулятивным эффектом // Известия высших учебных заведений. Горный журнал. - 2020. - № 3. - С. 15-23.
7. Стафеев А. А., Хобта А. А. Определение пробивного расстояния между параллельными шпурами и скважинами в прямых врубах // Горный информационно-аналитический бюллетень. - 2014. - № 5. - С. 362-369.
8. Каплунов Д. Р., Юков В. А. Изменение параметров взрывной отбойки для повышения эффективности рудничного предварительного обогащения // Горный информационно-аналитический бюллетень. - 2016. - № 9. - С. 172-184.
9. Кирсанов А. К., Вохмин С. А., Курчин Г. С. Совершенствование методики расчета параметров буровзрывных работ при строительстве горизонтальных и наклонных горных выработок на примере рудников ЗФ ОАО ГМК «Норильский никель» // Журнал Сибирского федерального университета. Техника и технологии. - 2015. - Т. 8. - № 4. -С. 396-405.
10. Козырев С. А., Фаттахов Э. И. Автоматизированное проектирование буровзрывных работ при проведении горных выработок // Горный информационно-аналитический бюллетень. - 2007. - № S7. - С. 105-113.
11. Catalan A., Onederra I. Modelling of preconditioning by blasting in block and panel caving // Transactions of the Institution of Mining and Metallurgy, Section A: Mining Technology. 2016, vol. 126, no. 2, pp. 1-18. DOI: 10.1080/14749009.2016.1252556.
12. Xiu-wei Chai, Sha-sha Shi, Yao-feng Yan, Jian-guo Li, Long Zhang Key blasting parameters for deep-hole excavation in an underground tunnel of phosphorite mine // Advances in Civil Engineering. 2019, vol. 2019, article 4924382. DOI: 10.1155/2019/4924382.
13. Chakraborty A. K, Roy P. P., Jethwa J. L., Gupta R. N. Blast performance in small tunnels - a critical evaluation in underground metal mines // Tunnelling and Underground Space Technology. 1998, vol. 13, no. 3, pp. 331-339. DOI: 10.1016/S0886-7798(98)00059-5.
14. Wenbo Lu, Jianhua Yang, Ming Chen, Chuangbing Zhou An equivalent method for blasting vibration simulation // Simulation Modelling Practice and Theory. 2011, vol. 19, no. 9, pp. 2050-2062. DOI: 10.1016/j.simpat.2011.05.012.
15. Покровский Г. И., Федоров И. С. Действие удара и взрыва в деформируемых средах. - М.: Промстройиздат, 1957. - 276 с.
16. Ракишев Б. Р. Прогнозирование технологических параметров взорванных пород на карьерах. - Алма-Ата: Наука, 1983. - 240 с.
17. Ракишев Б. Р. Автоматизированное проектирование и производства массовых взрывов на карьерах. - Алматы: Гылым, 2016. - 340 с.
18. Никифоровский В. С., Шемякин Е. И. Динамическое разрушение твердых тел. -Новосибирск: Наука, 1979. - 272 с.
19. Физика взрыва / Под ред. К. П. Станюковича. - М.: Наука, 1975. - 704 с.
20. Ханукаев А. Н. Физические процессы при отбойке горных пород взрывом. - М.: Недра, 1974. - 223 с.
21. Адушкин В. В., Сухотин А. П. О разрушении твердой среды взрывом // Прикладная механика и техническая физика. - 1961. - № 4. - С. 94-102.
22. Родионов В. Н., Адушкин В. В., Костюченко В. Н. и др. Механический эффект подземного взрыва. - М.: Недра, 1971. - 200 с.
23. Rakishev B. R., Rakisheva Z. B. Basic characteristics of the stages of rock massif destruction by explosive crushing / Proceedings of the 7th International Conference on Physical Problems of Rock Destruction. Beijing, China. 2011, pp. 65-69.
24. Powers L., Snell M. Microsoft Visual Studio 2015 Unleashed. 3rd edition, Indianapolis, United States: Sams, 2015, 1292 p. ЕЛЗ
REFERENCES
1. Kutuzov B. N., Andrievskiy A. P. Novaya teoriya i novye tekhnologii razrusheniya gornykh porod udlinennymi zaryadami vzryvchatykh veshchestv monografiya [New theory and new technologies of destruction of rocks with elongated charges of explosives: monograph], Novosibirsk, Nauka, 2002, 95 p.
2. Vokhmin S. A., Kurchin G. S., Kirsanov A. K., Gribanova D. A. Calculation of the structure of a straight prismatic cut. Modern Problems of Science and Education. 2015, no. 1-1, pp. 27. [In Russ].
3. Chandrakar S., Paul P. S., Sawmliana C. Influence of void ratio on «Blast Pull» for different confinement factors of development headings in underground metalliferous mines. Tunnelling and Underground Space Technology. 2021, vol. 108, article 103716. DOI: 10.1016/j. tust.2020.103716.
4. Salum A. H., Murthy V. M. S. R. Optimising blast pulls and controlling blast-induced excavation damage zone in tunnelling through varied rock classes. Tunnelling and Underground Space Technology. 2019, vol. 85, no. 3, pp. 307-318.
5. Dolzhikov K. I., Mangush S. K. Methodology for calculating the parameters of drilling and blasting operations when carrying out underground mine workings. Nauchnyy vestnik Moskovskogo gosudarstvennogo gornogo universiteta. 2012, no. 11, pp. 13-24. [In Russ].
6. Umarov F. Ya., Nasirov U. F., Nutfulloev G. S., Nazarov Z. S., Sharipov L. O. Increasing the efficiency of underground mine workings using borehole charges with a cumulative effect. Izvestiya vysshikh uchebnykh zavedenii. Gornyi zhurnal. 2020, no. 3, pp. 15-23. [In Russ].
7. Stafeev A. A., Khobta A. A. Determination of the penetration distance between parallel boreholes and boreholes in straight cuts. MIAB. Mining Inf. Anal. Bull. 2014, no. 5, pp. 362-369. [In Russ].
8. Kaplunov D. R., Yukov V. A. Changing the parameters of blasting blasting to improve the efficiency of mine pre-dressing. MIAB. Mining Inf. Anal. Bull. 2016, no. 9, pp. 172-184. [In Russ].
9. Kirsanov A. K., Vokhmin S. A., Kurchin G. S. Improving the methodology for calculating the parameters of drilling and blasting operations in the construction of horizontal and inclined mine workings on the example of the mines of the Polar Division of OJSC MMC Norilsk Nickel. Journal of Siberian Federal University. Engineering and Technologies. 2015, vol. 8, no. 4, pp. 396-405. [In Russ].
10. Kozyrev S. A., Fattakhov E. I. Computer-aided design of drilling and blasting operations during mine workings. MIAB. Mining Inf. Anal. Bull. 2007, no. S7, pp. 105-113. [In Russ].
11. Catalan A., Onederra I. Modelling of preconditioning by blasting in block and panel caving. Transactions of the Institution of Mining and Metallurgy, Section A: Mining Technology. 2016, vol. 126, no. 2, pp. 1-18. DOI: 10.1080/14749009.2016.1252556.
12. Xiu-wei Chai, Sha-sha Shi, Yao-feng Yan, Jian-guo Li, Long Zhang Key blasting parameters for deep-hole excavation in an underground tunnel of phosphorite mine. Advances in Civil Engineering. 2019, vol. 2019, article 4924382. DOI: 10.1155/2019/4924382.
13. Chakraborty A. K., Roy P. P., Jethwa J. L., Gupta R. N. Blast performance in small tunnels - a critical evaluation in underground metal mines. Tunnelling and Underground Space Technology. 1998, vol. 13, no. 3, pp. 331-339. DOI: 10.1016/S0886-7798(98)00059-5.
14. Wenbo Lu, Jianhua Yang, Ming Chen, Chuangbing Zhou An equivalent method for blasting vibration simulation. Simulation Modelling Practice and Theory. 2011, vol. 19, no. 9, pp. 2050-2062. DOI: 10.1016/j.simpat.2011.05.012.
15. Pokrovskiy G. I., Fedorov I. S. Deystvie udara i vzryva v deformiruemykh sredakh [Impact and explosion action in deformable media], Moscow, Promstroyizdat, 1957, 276 p.
16. Rakishev B. R. Prognozirovanie tekhnologicheskikh parametrov vzorvannykh porod na karerakh [Prediction of technological parameters of blasted rocks in open pits], Alma-Ata, Nauka, 1983, 240 p.
17. Rakishev B. R. Avtomatizirovannoe proektirovanie i proizvodstva massovykh vzryvov na karerakh [Computer-aided design and production of massive explosions in open pits], Almaty, Fylym, 2016, 340 p.
18. Nikiforovskiy V. S., SHemyakin E. I. Dinamicheskoe razrushenie tverdykh tel [Dynamic destruction of solids], Novosibirsk, Nauka, 1979, 272 p.
19. Fizika vzryva. Pod red. K. P. Stanyukovicha [Explosion physics. Stanyukovich K. P. (Ed.)], Moscow, Nauka, 1975, 704 p.
20. Khanukaev A. N. Fizicheskie protsessy pri otboyke gornykh porod vzryvom [Physical processes during the breaking of rocks by an explosion], Moscow, Nedra, 1974, 223 p.
21. Adushkin V. V., Sukhotin A. P. On the destruction of a solid medium by an explosion. Prikladnaya mekhanika i tekhnicheskaya fizika. 1961, no. 4, pp. 94-102. [In Russ].
22. Rodionov V. N., Adushkin V. V., Kostyuchenko V. N. Mekhanicheskiy effekt podzemno-go vzryva [The mechanical effect of an underground explosion], Moscow, Nedra, 1971, 200 p.
23. Rakishev B. R., Rakisheva Z. B. Basic characteristics of the stages of rock massif destruction by explosive crushing. Proceedings of the 7th International Conference on Physical Problems of Rock Destruction. Beijing, China. 2011, pp. 65-69.
24. Powers L., Snell M. Microsoft Visual Studio 2015 Unleashed. 3rd edition, Indianapolis, United States: Sams, 2015, 1292 p.
ИНФОРМАЦИЯ ОБ АВТОРАХ
Ракишев Баян Ракишевич1 - академик НАН РК, д-р техн. наук, профессор, e-mail: [email protected], Орынбай Асфандияр Айтказыулы1 - докторант PhD, старший преподаватель, e-mail: [email protected], Алматинский университет энергетики и связи, Алматы, Казахстан,
Мусахан Ануар Бахытжанулы1 - докторант PhD, младший научный сотрудник, e-mail: [email protected]
Толеуов Касымхан Абюрханович - главный специалист по буровзрывным работам, ПО ЖЦМ ТОО «Корпорация Казахмыс», Жезказган, Казахстан, e-mail: [email protected], 1 Казахский национальный исследовательский технический университет имени К.И. Сатпаева, Алматы, Казахстан,
Для контактов: Ракишев Б.Р., e-mail: [email protected].
INFORMATION ABOUT THE AUTHORS
B.R. Rakishev1, Academician of NAS of the Republic of Kazakhstan,
Dr. Sci. (Eng.), Professor, e-mail: b.rakishev @mail.ru,
A.A. Orynbay1, PhD Student, Senior Lecturer, e-mail: [email protected],
AUES University, Almaty, Kazakhstan,
A.B. Musakhan1, PhD Student, Junior Researcher,
e-mail: [email protected],
K.A. Toleuov, Chief Specialist for Drilling and Blasting Operations, PA ZhCM LLP «Corporation Kazakhmys», Zhezkazgan, Kazakhstan, e-mail: [email protected], 1 Satbayev University, Almaty, Kazakhstan.
Corresponding author: B.R. Rakishev, e-mail: [email protected].
Получена редакцией 10.06.2021; получена после рецензии 04.10.2021; принята к печати 10.11.2021.
Received by the editors 10.06.2021; received after the review 04.10.2021; accepted for printing 10.11.2021.
^_
ОТДЕЛЬНЫЕ СТАТЬИ ГОРНОГО ИНФОРМАЦИОННО-АНАЛИТИЧЕСКОГО БЮЛЛЕТЕНЯ
(СПЕЦИАЛЬНЫЙ ВЫПУСК)
ОЦЕНКА ВЛИЯНИЯ СКОРОСТИ ПРОХОДКИ И ПАРАМЕТРОВ ВРЕМЕННОЙ КРЕПИ НА УСТОЙЧИВОСТЬ ВЕРТИКАЛЬНЫХ СТВОЛОВ, СООРУЖАЕМЫХ МЕХАНИЗИРОВАННЫМИ КОМПЛЕКСАМИ
(2021, № 3, СВ 4, 16 с.) Исаев Александр Сергеевич — соискатель, e-mail: [email protected], НИТУ «МИСиС».
Рассмотрено аналитическое решение задачи взаимодействия системы «механизированный комплекс-ствол-породный массив» при параллельной технологической схеме, которая обеспечивает максимальные скорости проходки и характеризуется отставанием возведения постоянной крепи от забоя ствола до 25-30 м. Установлено, что скоростная технология проходки по параллельной схеме позволяет обеспечить более благоприятный эксплуатационный режим работы основной крепи только при условии обеспечения устойчивости массива до ее возведения. Увеличение реактивного сопротивления временной крепи может отрицательно сказаться на величине напряжений в основной крепи при длительной эксплуатации ствола. Ее снижение приводит к более интенсивному деформированию пород в призабой-ной зоне и опасности потери устойчивости участка. Применение временной крепи регулируемого сопротивления будет эффективным только в случае обеспечения срока служба временной крепи, равного сроку службы основной крепи. Это возможно при применении анкеров нового поколения из композитных материалов и долговечных вяжущих, обеспечивающих надежное закрепление стрежня в скважине.
Ключевые слова: ствол, проходка, механизированный комплекс, крепь, породный массив, напряжения, технологическая схема, анкер.
ASSESSMENT OF IMPACT OF PENETRATION RATE AND PARAMETERS OF TEMPORARY SUPPORT ON STABILITY OF VERTICAL SHAFTS CONSTRUCTED BY MECHANIZED COMPLEXES
A.S. Isaev, Applicant, National University of Science and Technology «MISiS», 119049, Moscow, Russia.
An analytical solution to the problem of interaction of the system «mechanized complex-trunk-rock mass» with a parallel technological scheme, which provides maximum penetration speeds and is characterized by a lag in the construction of a permanent support from the bottom of the trunk up to 25-30 m. Based on the consideration of the individual phases of the interaction of the system in the bottom-hole zone, it was found that the high-speed technology of parallel penetration allows for a more favorable operational mode of the main support only if the stability of the array is ensured before its construction. The analysis of the dependencies showed that an increase in the reactance of the temporary support can negatively affect the magnitude of stresses in the main support during long-term operation of the trunk. At the same time, its decrease leads to more intense deformation of rocks in the bottom-hole zone and the danger of loss of stability of the site. In this regard, the use of a temporary support of adjustable resistance will be effective only if the service life of the temporary support is equal to the service life of the main support. This is possible with the use of a new generation of anchors made of composite materials and durable binders that ensure reliable fastening of the rod in the well.
Key words: trunk, sinking, mechanized complex, support, rock mass, voltage, flow diagram, anchor.
