CC BY
39
НАУЧНЫЕ
ИССЛЕДОВАНИЯ
УДК 622.235:622.271
DOI: 10.24411/2181-0753-2020-10014
© Заиров Ш.Ш., Уринов Ш.Р, Тухташев А.Б
ТЕОРЕТИЧЕСКОЕ ОБОСНОВАНИЕ МЕТОДОВ ОЦЕНКИ УСТОЙЧИВОСТИ ОТКОСОВ ТРЕЩИНОВАТЫХ ПОРОД
Заиров Шерзод Шарипович - доктор технических наук, профессор Навоийского государственного горного института, Уринов Шерали Рауфович - кандидат технических наук, доцент Навоийского государственного горного института, Тухташев Алишер Баходирович - кандидат технических наук, доцент, зав.кафедрой Навоийского государственного горного института
Аннотация. Приведено теоретическое обоснование методов оценки устойчивости откосов трещиноватых пород. Получено решения для снижения ширины зоны остаточных деформаций: установление параметров
оконтуривающих зарядов, обеспечивающих создание экранирующей щели с повышенной защитной способностью, и выбор параметров взрывания в приконтурной зоне, обеспечивающих соответствующее ограничение напряжений в падающей волне сжатия. Ключевые слова: контур карьера, формирование
откосов, предварительное щелеобразование, взрывание сближенных зарядов, экспериментальные исследования действия волн напряжений, исследование трещинообразования.
Аннотация. Ёрилган тог жинслари ^ияликларининг тургунлигини бах,олаш усулларини назарий асосланди. Ю^ори х,имоя ^уввати билан х,имоя ёри^ яратиш таъминлаш учун ечимлар тавсия ^илинди, ю^ори х,имоя ^оби^ли экранлаштирувчи тир^ишлар яратиш учун контурли зарядлар параметрлари урнатилди ва ю^ори х,имоя ^оби^ли экранлаштирувчи тир^ишлар яратиш учун контурли зоналарда портлатиш параметрлари танланди. Калит сузлар: карьер контури, ^ияликларнинг
шаклланиши, дастлабки ёри^ х,осил булиши, я^ин зарядларнинг портлаши, тул^инлар кучланишининг таъсирини экспериментал тад^и^ ^илиш, ёри^ х,осил булишини тад^и^ ^илиш.
Annotation. The theoretical justification of methods for assessing the stability of slopes of fractured rocks is given. Solutions for reducing the width of the zone of residual deformations are obtained: setting the parameters of the delineating charges that ensure the creation of a shielding gap with an increased protective capacity, and selecting the parameters of explosion in the contact zone that provide appropriate stress limitation in the incident compression wave. Keywords: pit contour, formation of slopes, preliminary crevice formation, explosion of close charges, experimental studies of the action of stress waves, study of crack formation.
Анализ данных деформации горных пород за контуром массива при производстве массовых взрывов позволяет сделать вывод, что при подходе к предельному контуру необходимо менять технологию производства буровзрывных работ.
Несмотря на все возрастающие масштабы взрывов и их влияние на устойчивость откосов, до сих пор на большинстве карьеров не разработаны, а, следовательно, и не применяются эффективные меры снижения сейсмического эффекта при подходе к предельному контуру.
Одним из критериев определения количества
одновременно взрываемого ВВ является значение меры сейсмической опасности, при котором остаточные деформации пород, слагающих уступы и борта карьера, практически исключаются.
Поскольку предельная ошибка измерения вертикальных Ah и горизонтальных Л/ деформаций при принятой методике измерений составляет 3 мм, то максимальное допустимое значение меры сейсмической опасности для всех случаев определится из уравнения:
Ah = ехр(ар - Ь). (1)
Безопасное расстояние для контурных уступов от места взрыва до охраняемого объекта следует определять по формуле:
Гб=КаЩ (2)
где Q - масса одновременно взрываемого ВВ, кг; Кс - величина, обратно пропорциональная мере сейсмической опасности.
Ввиду того, что наибольшей деформации подвержены породы на горизонте взрываемого уступа, расчет количества одновременно взрываемого ВВ следует вести с учетом коэффициента Кс, соответствующего этим условиям. Близость значений коэффициента при вертикальных и горизонтальных смещениях позволяет с ошибкой в 7-9% использовать усредненные значения.
Числовые значения этого коэффициента зависят от критерия по виду смещения, месту расположения охраняемого объекта, типа пород и характера трещиноватости (табл. 1).
Количество одновременно взрываемого ВВ при подходе взрывных работ к предельному контуру карьера определяется по формуле
0=(Гб/Кс)3, (3)
где Кс - усредненное значение коэффициента. По результатам изучения влияния массовых взрывов на деформацию приконтурных уступов определена величина ослабления массива в зависимости от количества одновременно взрываемого ВВ Q и расстояния до места взрыва Lb:
т= 0,45-1030/1в2 (4)
Поскольку на предельном контуре карьера т=1,
50
Научно-практический электронный журнал «ТЕСНика» №2 2020 года
Научно-практический электронный журнал
«ТЕСНика» №2 2020 года
НАУЧНЫЕ
ИССЛЕДОВАНИЯ
то для этих условий зависимость (4) примет вид
Q = 1_в2/4,5, (5)
где Lb - длина взрываемого блока, м.
Таблица 1
Значения коэффициента Кс для различных ____________________условий___________________
Место расположения охраняемого объекта Средний размер ребра элементарного блока, м Кс
На горизонте взрываемого уступа До 0,1 8,7
0,1-0,3 6,2
0,3-0,6 3,76
0,6-2,0 3,02
2,0 2,8
На горизонте выше взрываемого уступа до 0,1 8,22
0,1-0,3 5,87
0,3-0,6 3,56
0,6-2,0 2,85
2,0 2,65
На два горизонта выше взрываемого уступа до 0,1 7,89
0,1-0,3 5,61
0,3-0,6 3,42
0,6-2,0 2,74
2,0 2,54
На рис. 1 показаны закономерности изменения зоны остаточной деформации в зависимости от количества одновременно взрываемого ВВ.
1 - вертикальные смещения; 2 -горизонтальные смещения
Рис. 1. График изменения зоны остаточной
деформации R в зависимости от количества одновременно взрываемого ВВ Q
Таким образом, данные табл. 1 позволяют установить количество одновременно взрываемого ВВ в зависимости от структуры массива и схемы отстройки нерабочих уступов в предельном контуре борта карьера.
Исходя из обеспечения минимальной зоны интенсивной деформации, можно определить, согласно выявленным закономерностям, оптимальные удельный расход и количество ВВ на
1 м фронта работ на основе зависимостей
L=Z^ - qc)A ^min, (6)
1=р(^м - дм.о)£ ^ min (7)
По установленным оптимальным расходам ВВ, позволяющим исключить законтурную
деформацию массива, можно определить ширину приконтурной зоны R, представляющую собой расстояние от верхней бровки отрабатываемого уступа до точек в сторону стационарного борта, где смещение не превышает 3 мм.
В общем виде количество одновременно взрываемого ВВ
Q = 1л • h • Lл • qo, (8)
где !л - ширина отрабатываемой ленты, м; h -высота уступа, м; Lл - длина отрабатываемой ленты, м; qo - оптимальный удельный расход ВВ, кг/м3.
Подставив выражение (8) в уравнение (1), будем иметь
R = KcVl,,hL;lq0 (9)
В то же время количество ВВ, расходуемое на 1 м фронта работ, в аналитическом виде можно представить как
qм=lл hq, (10)
где q - удельный расход ВВ.
Отсюда с учетом установленных оптимальных параметров qc и qм.о можно определить максимальную ширину приконтурной ленты, обеспечивающую минимальную разрушаемость законтурного массива, по формуле
!л = qм.о/(hqо). (11)
Ширина отрабатываемой ленты в зависимости от линии сопротивления по подошве w, числа рядов скважин n и расстояния между рядами скважин В:
!л = ш+(п-1)В. (12)
Исходя из этого, ширина приконтурной зоны определится по преобразованной формуле (9):
R = Кс 3V[w+(n-l)B]hL^0. (13)
С учетом данных табл. 1 и зависимостей (6) и (7) получим уравнение вида
R = А уТя, (14)
где А - эмпирический коэффициент (А=11,5-18,0).
Выражение (14) позволяет при заданном расстоянии от места взрыва до предельного контура борта карьера определить размеры взрываемого блока по фронту работ (рис. 2).
Из уравнения (12) можно определить число рядов скважин во взрываемом блоке при различной высоте уступа:
п = ^мо - whqo)/(hqoB)+l. (15)
Масса зарядов в скважинах определяется с учетом трещиноватости пород.
Расстояние между скважинами в ряду, обеспечивающее минимальное разрушение
51
НАУЧНЫЕ
ИССЛЕДОВАНИЯ
&
массива пород нерабочего уступа
а = Qi/(w h до), (16)
где Qt - масса заряда в скважине с учетом естественной трещиноватости пород.
Рис. 2. График изменения ширины приконтурной зоны в зависимости от длины взрываемого уступа по фронту L
С учетом значений w и qo получим
a = От/Ки, (17)
где Ки - коэффициент для различных условий карьеров, равный от 54 до 58.
Максимальный удельный заряд в группе зарядов определяется по преобразованному уравнению:
в = Q/Ьл = V2r2/( K?e-006 r). (18)
Учитывая, что скорость допустимых колебаний пород в уступах составляет 24 см/с, для условий карьера имеем:
- для пород с коэффициентом крепости f=9^11
в = 0,005 r2^-006 r; (19)
- для пород с коэффициентом крепости f =11^13
в = 0,0059 r2^-006 r; (20)
- для пород с коэффициентом крепости f=13^16
в = 6,0073 r2^-006 r; (21)
Отсюда, с учетом формул (3), (18) и (19), по которым определяются удельные заряды и количество одновременно взрываемого ВВ, максимальный фронт работ для различных условий находится из выражения
1_л= Q/p. (22)
Величиной р можно регулировать число рядов скважин в приконтурной ленте.
Удельный расход ВВ при отработке приконтурных лент в зависимости от трещиноватости и прочности массива может быть определен, если величину заряда выразить через объемные показатели.
Тогда
wahqM = nApc da [hap + (3sina + hcosa)(acsina +
4рКтр
ЬуЮ]. (23)
Откуда
qM = ^П^/1 [hap + (3sina + hcosa)(acsina +
+hy^]. (24)
Результаты расчета для различных групп пород и разной степени трещиноватости приведены на рис. 3.
Необходимость поддержания устойчивого состояния откосов в течение длительного времени требует применения эффективных методов отработки приконтурных лент и оформления уступов под проектируемыми углами, учитывающими горно-геологические особенности на каждом предприятии. Наличие мощного горного оборудования создает хорошие предпосылки для
1 - для выветрелых пород; 2 - для маловыветрелых пород;
3 - для невыветрелых пород; 4 - в среднем по
месторождению
Рис. 3. Изменение удельного расхода ВВ q при взрывании пород различной блочности в зависимости от среднего размера ребра элементарного блока dcp
На действующих предприятиях анализ
устойчивости нерабочих уступов, уже поставленных в предельное положение, позволяет определять участки, которые имеют углы, не соответствующие характеру трещинной тектоники и физико-механическим свойствам горных пород. Такие участки могут заоткашиваться под устойчивыми углами с использованием наклонных скважин (рис. 4).
Классификация пород по взрываемости
Категория взрывае- мости пород Легко- взрываемые Средне- взрываемые Трудно- взрывае- мые
Удельный расход ВВ, кг/м3 0,36 0,4 0,44
Линия сопротивления по подошве (л.с.п.п.)
52
Научно-практический электронный журнал «ТЕСНика» №2 2020 года
Научно-практический электронный журнал
«тЕСНика» №2 2020 года
НАУЧНЫЕ
ИССЛЕДОВАНИЯ
определяется по формуле
w = wo + 0,5H, (25)
где wo - составляющая л.с.п.п., зависящая от категории взрываемости пород и типа ВВ; 0,5 -коэффициент, учитывающий увеличение л.с.п.п. в зависимости от высоты уступа; H - высота уступа, м.
1 - проектный контур карьера
уступа, изменяющейся от 6 до 21 м.
Значения эмпирических коэффициентов для различных пород по взрываемости Параметры буровзрывных работ, когда приконтурная лента отрабатывается наклонными скважинами, определяются по методике, согласно
Категория w
взрываемости Z q1 q2 u P
пород
Легко- 5 7 0 0,3 0, 1 0
взрываемые ,7 1 007 ,15 ,10
Средне- 4 5 0 0,4 0, 1 0
взрываемые ,75 1 01 ,08 ,15
Трудно- 3 5 0 0,6 0, 1 0
взрываемые ,8 8 02 ,2
Рис. 4. Схема расположения заоткосных скважин на карьере
между скважинами находится по
(27)
8)
Расстояние зависимости
а = ао + 0,25 H, (26)
где ао - составляющая расстояния между скважинами, зависящая от категории взрываемости пород и типа ВВ; 0,25 - коэффициент,
учитывающий увеличение расстояния между скважинами в зависимости от высоты уступа.
Перебур для всех типов пород одинаков и составляет
К = pH,
где р - коэффициент, зависящий от категории взрываемости пород.
Длина забойки определяется по зависимости
/заб = Zw .
где Z - коэффициент забойки.
Расчетный удельный расход ВВ принят, исходя из равенства
Ср = qi-qiH, (29)
где q\ - удельный расход ВВ, необходимый для нормального дробления массива при высоте уступа Н=6 м и a, w, К, вычисленными по формулам (25)-(27); q2 - коэффициент, учитывающий уменьшение удельного расхода ВВ в зависимости от высоты уступа Н.
Масса скважинного заряда определяется по формуле
Q = CpawH (30)
Расстояние между линиями взорванных и закладываемых отбойных скважин при взрывании на неубранную горную массу определяется по формуле
W2 = uw, (31)
где и - коэффициент уходки.
Приведенные формулы применимы при высоте
которой линия наименьшего сопротивления
wp = 0,87^p / (mK) , (32)
масса одного заряда
Q=CрWрa Ну/sina, (33)
длина забойки скважины
!заб=(20-30)с1зар, (34)
где р - вместимость ВВ в 1 м скважины, кг; Ср -расчетный удельный расход ВВ, кг/м3; а -расстояние между скважинами в ряду, м; Ну -высота части уступа, на которую были пробурены скважины, определяется графически по разрезу исходя из линии наименьшего сопротивления и угла наклона скважины, м; a - расчетный угол откоса уступа (угол, под которым были пробурены скважины), град.; d3ap - диаметр заряда, м.
При применении наклонных скважин малого диаметра (110 мм), расположенных друг от друга на расстоянии 3 м и рассредоточенного заряженных, с количеством ВВ, приходящимся на 1 м скважины, равным 5,4 кг, верхней части уступа обеспечивается заданный угол наклона откоса с ровной поверхностью без видимых следов скважин.
Технологию отработки и оформления уступов путем бурения и взрывания вертикальных скважин, когда последний ряд составляют короткие скважины, пробуренные на глубину 0,3-0,5 высоты уступа, рекомендуется применять на участках с крупноблочным строением горных пород (средний размер ребра блока составляет 1,55 м). Заоткоску верхней части 17-19 метровых уступов на высоту 57 м осуществляют с помощью взрывания зарядов в заоткосных коротких вертикальных скважинах (рис. 5).
Наибольшее отражение взрывных волн дают продольные системы трещин. Практика показывает, что наличие сплошных трещин большой
протяженности с ориентированием, близким к простиранию уступов, создает благоприятные условия для использования естественной
трещиноватости при заоткоске постоянных уступов.
53
НАУЧНЫЕ
ИССЛЕДОВАНИЯ
Параметры БВР
Категория взрываемости пород Высота уступа, м Расстояние между рядами и между скважинами в ряду, м Перебур, м
между рядами скважин Между скважинами в ряду
6 6 6 1
10 7,5 7,5 1,5
Легковзрываемые 14 8,5 8,5 2
18 9 9 2
22 9,5 9,5 2
6 5 5 1
10 6,5 6,5 1,5
Средневзрываемые 14 7 7 2,5
18 8 8 3
22 9 9 3
6 4 4 1,2
10 5 5 2
Т рудновзрываемые 14 6 6 3
18 6,5 6,5 3,5
22 7,5 7,5 4
Такие участки имеются практически на всех карьерах месторождения Кокпатас, а их значительная протяженность позволяет существенно сократить объем заоткосных работ.
Наиболее простым и надежным решением задачи постановки уступа в предельный контур является использование
природных условий для естественной заоткоски уступов.
Для проведения большого объема заоткосных работ разработан экскаваторный способ заоткоски уступов на предельном контуре (рис. 6).
Таблица 2 Параметры БВР при однорядном и многорядном взрывании и диаметре скважины, равном 243 мм
Таблица 3
Расчетный удельный расход ВВ для различных пород карьера, кг/м3
Категория взрываемости пород Высота уступа, м
6 10 14 18 22
Легковзрываемые 0,44 0,37 0,26 0,23 0,21
Средневзрываемые 0,46 0,37 0,33 0,28 0,23
Трудно взрываемые 0,63 0,53 0,43 0,37 0,27
Рис. 5. Схема заоткоски уступов короткими вертикальными скважинами
Экскаваторный метод оформления откосов целесообразно применять на участках с породами I-III категории по трещиноватости со средним ребром структурного блока до 0,6 м.
Протяженность приконтурной зоны и приконтурных лент определяется по установленным эмпирическим закономерностям в зависимости от крепости и трещиноватости пород.
Свойства пород являются решающим фактором при определении параметров буровзрывных работ в приконтурной зоне, выборе технологических схем
Рис. 6. Схема оформления уступов в предельном контуре экскаваторами. а -
промежуточная экскаваторная заоткоска; б - заоткоска проектного контура
54
Научно-практический электронный журнал «ТЕСНика» №2 2020 года
Научно-практический электронный журнал
«ТЕСНика» №2 2020 года
НАУЧНЫЕ
ИССЛЕДОВАНИЯ
отработки приконтурных лент и оформлении откосов в стационарном положении. Область применения технологических схем следует устанавливать с учетом их технической и экономической эффективности.
Основные выводы
1. Формирование бортов карьеров с углами откосов до 70° возможно в различных горногеологических, горнотехнических и климатических условиях. Повышение углов откосов бортов возможно только в случае, когда его параметры обусловлены только конструктивными элементами, а не устойчивостью массива горных пород. Изменение конструктивных параметров углов откосов бортов глубоких карьеров выполняется за счет сдваивания, страивания высоты уступов с углами откосов 80-90° и шириной площадок между ними 10-15 м.
2. Устойчивость уступов в скальных породах определяется физико-механическими свойствами пород, протяженностью и ориентацией трещин относительно откоса, а также сцеплением, углом внутреннего трения по контакту, неровностью поверхности трещин и свойствами заполнителя. При взрывных работах в карьере происходит разупрочнение горных пород законтурного массива в результате изменения трещиноватости, появлении остаточных деформаций, снижении прочностных характеристик по контактам структурных блоков. Наиболее объективной характеристикой снижения устойчивости приоткосной части уступа является изменение прочностных характеристик по контакту трещин. Однако трудности определения этих характеристик в натурных условиях не позволяют использовать их в качестве критерия при оценке устойчивости откосов.
3. Установлено, что при долговременном стоянии профиль уступа приближается к профилю границы зоны нарушений. Поэтому по размерам нарушенной зоны и профилю границы зоны остаточных деформаций можно судить о длительной устойчивости уступа. Количественную оценку эффекта от применения метода предварительного щелеобразования предлагается производить с помощью коэффициента эффективности применения контурного взрывания.
4. Имеются решения для снижения ширины зоны остаточных деформаций: установление параметров оконтуривающих зарядов, обеспечивающих создание экранирующей щели с повышенной защитной способностью, и выбор параметров взрывания в приконтурной зоне, обеспечивающих соответствующее ограничение напряжений в падщей волне сжатия.
ЛИТЕРАТУРА:
[1] . Заиров Ш.Ш., Уринов Ш.Р, Равшанова М.Х. Обеспечение устойчивости бортов карьеров при ведении взрывных работ. - Монография. - LAP LAMBERT Academic Publishing. - Germany, 2020. -175 с.
[2] . Заиров Ш.Ш., Уринов Ш.Р, Равшанова М.Х.,
Номдоров Р.У. Физико-техническая оценка
устойчивости бортов карьеров с учетом технологии ведения буровзрывных работ. - Монография. Бухоро, изд-во «Бухоро», 2020. - 170 с.
[3] . Zairov Sh.Sh., Urinov Sh.R., Tukhtashev A.B. Theoretical and experimental evaluation of the contour explosion method for preparing slopes in careers // Journal of Advanced Research in Dynamical and Control Systems. Volume 12, Issue 7.
[4] . Zairov Sh.Sh., Urinov Sh.R., Nomdorov R.U. Determination of rational parameters of blast wells during preliminary crevice formation in careers // Journal of Advanced Research in Dynamical and Control Systems. Volume 12, Issue 7.
[5] . Норов Ю.Д., Умаров Ф.Я., Заиров Ш.Ш., Уринов Ш.Р, Махмудов Д.Р Теоретические исследования параметров подпорной стенки при различных формах зажатой среды из взорванной горной массы // Известия вузов. Горный журнал. - Екатеринбург, 2018. - №4. - С. 64-71.
[6] . Заиров Ш.Ш., Махмудов Д.Р, Уринов Ш.Р. Теоретические и экспериментальные исследования взрывного разрушения горных пород при различных формах зажатой среды // Горный журнал. - Москва, 2018. - №9. - С. 46-50.
[7] . Уринов Ш.Р, Хамдамов О.О. Исследование процесса нагружения горных пород продуктами детонации при взрыве скважинных зарядов взрывчатых веществ с различными видами забоек // Горный вестник Узбекистана. - Навои, 2011. - №1. -С. 77-80 (05.00.00; №7).
[8] . Норов Ю.Д., Бибик И.П., Уринов Ш.Р,
Ивановский Д.С. Методика определения основных параметров развала при перемещения разнопрочных горных пород взрывами скважинных зарядов взрывчатых веществ в промышленных условиях // Горный вестник Узбекистана. - Навои, 2011. - №2. - С. 44-48.
[9] . Норов Ю.Д., Бибик И.П., Уринов Ш.Р,
Ивановский Д.С. Исследование перемещения разнопрочных горных пород взрывами скважинных зарядов методом математического моделирования // Горный вестник Узбекистана. - Навои, 2011. - №3. - С. 35-39
[10] . Петросов Ю.Э., Махмудов Д.Р, Уринов Ш.Р.
Физическая сущность дробление горных пород взрывом скважинных зарядов ВВ // Горный вестник Узбекистана. - Навои, 2016. - №4. - С. 97-100
(05.00.00; №7).
♦
55
