CC BY
34
© О. М. Чихачев, 2005
УДК 622.81 О.М. Чихачев
ЗАВИСИМОСТЬ РАЗМЕРА ЗОНЫ РЕГУЛИРУЕМОГО ДРОБЛЕНИЯ И УДЕЛЬНОГО РАСХОДА ВВ ПРИ СКВАЖИННОЙ ОТБОЙКЕ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ ОТ ФИЗИКО-ТЕХНИЧЕСКИХ ХАРАКТЕРИСТИК МАССИВОВ
~щу проводимых исследованиях рас-
_£) сматривается двухкомпонентная среда, состоящая из вмещающих пород и полезного ископаемого с различными физико-техническими свойствами.
Для теоретического описания процессов разрушения полезных ископаемых и слагающих их сростков минералов за основу принята модель Г.И. Покровского [1], с изменениями и уточнениями, предложенными Г.М. Крюковым [2]. В соответствии с последними радиус регулируемого дробления горных пород посредством взрыва удлинённых зарядов промышленных ВВ определяется зависимостью:
B0= ^о(Рж/^раст) , (1)
где ао - радиус зарядной полости (скважины), м; рж-давление газов взрыва в точке Жуге, МПа; арас - предел прочности породы на растяжение, МПа.
Из теории, изложенной в [2] следует, что при воздействии взрыва заряда ВВ на сплошную среду с одинаковыми физикотехническими характеристиками во всём взрываемом объёме, на первом этапе воздействия взрыва не наблюдается разрушений массива. Для реальной, двухкомпонентной среды, сложенной участками различной прочности и имеющей трещины и дислокации, на первом этапе неминуемо возникнут напряжения растяжения и сдвига, которые, теоретически, могут привести к разрушениям. Установлено [3], если порода состоит из сростков минералов различной прочности, то разрушение будет наблюдаться по границам их срастания. Таким образом, разрушение сростков минералов полезного ископаемого и вмещающей породы при взрывной отбойке может происходить уже на первом этапе разрушения, под действием напряжения сдвига и растяжения, в границах
радиуса регулируемого дробления Bo, определенного по формуле (1).
В соответствии со взаимным изменением величин физико-технических характеристик вмещающих пород и полезного ископаемого определяется прочность взрываемого горного массива на сжатие (асж), растяжение (арас). Из формулы (1) следует, что колебания арас приводят к перемене величины радиуса регулируемого дробления B0. Это подтверждается расчётом, результаты которого приведены в табл. 1. Здесь для количественного выявления влияния физико- технических характеристик массива на B0 величины а„и рж приняты равным единице.
Для различных пород месторождений полезных ископаемых отмечены существенные колебания арас, которые, в соответствии с формулой (1) и результатами расчёта, приведённого в табл. 1, приводят к изменениям величины B0. В табл. 2 приведен расчет величины B0 при известном изменении арас для пород Сорского карьера - 6,1^26,5 МПа и пород Мазульского карьера - 5,7^14,1 МПа.
Проведёнными исследованиями установлено, что для оценки прочностных характеристик пород можно пользоваться информацией о содержании в них полезного ископаемого. Определена взаимосвязь между прочностью горного массива и содержанием в нём полезных ископаемых. Для Сорского месторождения на основании лабораторных испытаний, заключающихся в определении прочностных свойств образцов руды на гидравлическом прессе и проведении химического анализа, установлена зависимость:
а = 95,2708-0,0339асжк'1,10'3%, (2)
Таблица 1
Изменение величины В0 в зависимости от щ,ас~
№ п/п Заданное значение СТрас ед Величина В0, определённая по формуле (1) Изменение величины В0, %
1 1 В0= а0 (рж)1/2 -
2 1,3 Б0=0,877а0(рж)1/2 -12,3
3 1,5 В0= 0,816 а(рж)1/2 -18,4
4 0,7 В0=1,2 ао (рж)1/2 +20,0
5 0,5 В0=1,4 ао (рж)1/2 +40
наименьших значении а, соответствующих наибольшей прочности образцов руды, 10-3 %;
ат
- максимальная величина
из наибольших значений а, соответствующих наименьшей прочности образцов руды, 10"3
%;
- наибольшее значение
Таблица 2
Изменение величины В0 в зависимости от арас для пород Сорского и Мазульского месторождении
№ п/п Месторож- дение Интервалы изменения СТрас- МПА Величины В0, (при диаметре заряда — 250 мм, ВВ — граммонит 79/21),м
1 Сорское 6,1-26,5 2,0-4,2
2 Мазульское 5,4-14,1 2,7-4,3
95,2708 - а
или асж=-------------к,МПа. (3)
0,0339
где асж - значение предела прочности образцов руды на сжатие, МПа; а - содержание металла в образцах руды, 10-3 %; к - коэффициент перевода предела прочности пород из кг/см2 в МПа, ед.
Коэффициент корреляции между а и асж Я = -0,95, проверка по критерию Стьюдента [4] подтвердила его значимость.
Анализ полученных эмпирических зависимостей (2) и (3) показал, что для условий Сорского месторождения они описываются теоретическими уравнениями:
асж в экспериментальных данных, кг/см2.
Оценка зависимостей (3-6) по критерию разностного ряда [4] показала, что различие сравниваемых рядов экспериментальных и расчётных значений несущественно. Зависимости
могут быть использованы для определения значений содержания металла в руде в зависимости от прочности пород, слагающих горный массив и наоборот.
Получена экспериментальная зависимость пределов прочности на растяжение араст и на сжатие асж в образцах руды:
осж = {106,58+8,3751араст}к, МПа; (7)
Откуда: араст=
__ сж
106,58
к, МПа.
8,3751
Коэффициент корреляции между араст
(8)
И 0„
+ ятшах -
Я = 0,93, проверка по критерию Стьюдента [3] подтвердила его значимость.
Анализ полученных зависимостей (7) и (8) показал, что они полностью описываются теоретическими уравнениями:
_тт \/__тах
1 о — Г"
асж={ от
/ тіп \/ тах шш \
^ \ раст раст /У сж сж ) }к ^/Ц |;]
тах
раст
)
(4)
Откуда:
(а - аШт )°сШ
Откуда:
= { ^шіп .
;т V раст
п)0
,тах
раст
Аа
( —тах :тіп \
V СЖ СЖ у
А« = «И + «тах + «тіп , МПа
(5)
(6)
тах тіп
д ^ V раст раст)
<")} к, МПа; МПа.
(9)
}к=
(10)
(11)
где «т1п - наименьшее значение а в экспериментальных данных, 10"3%; ат(п - средняя величина из наименьших значений а, соответствующих наибольшей прочности образцов руды, 10-3 %; <аП - максимальная величина из
раст5 раст
и минимальное значение предела прочности на сжатие, полученные при испытании образцов руды, кг/см2;
__шах ___шах ________„
а ,о - соответ-
раст’ раст
ственно максимальное и минимальное значение предела прочности на растяжение, полученные при испытании образцов руды, кг/см2.
Оценка зависимостей (7-11) по критерию разностного ряда [3] показала, что различие сравниваемых рядов экспериментальных и расчётных значений несущественно. Зависимости могут быть использованы для определения значений прочностных характеристик горного массива.
Тогда формулу (1) можно переписать в следующем виде:
Во = а0(рж/ераст)1/2= а0рж/ [ +
+ Ос„ - ^Г)] '/2= аоРж/
/{д"“° +1) -СП] + }1/2 (12)
Из зависимостей (1,12) следует, что величина радиуса регулируемого дробления Во однозначно связана с качеством полезного ископаемого на взрываемом участке, характеризующимся содержанием полезных ископаемых в горной породе.
В ранее проведённых работах показано [5, 6], что для достижения наилучшего разрушения и раскрытия минеральных агрегатов, состоящих из полезных ископаемых и вмещающих пород, удельный расход ВВ должен в том числе определяться в зависимости от содержания полезных ископаемых. на взрываемых участках. Чрезмерное количество ВВ приведёт к переизмельчению материала, разубоживанию полезных ископаемых вмещающей породой, и в конечном итоге - к снижению извлечения металла. Недостаточный удельный расход ВВ способствует уменьшению разрушения минеральных агрегатов по границам их срастания, за счёт чего также увеличиваются потери полезных компонентов. В наших исследованиях выявлена зависимость удельного расхода ВВ для участков взрываемых руд в зависимости от содержания в них полезных ископаемых, при этом, возможно получить требуемое разрушение минеральных агрегатов при уста-
Зависимость удельного расхода ВВ от содержания металла на взрываемом участке
новленных рациональных параметрах взрывания. Приведённые выше данные позволяют определить радиус регулируемого дробления, а значит и сетку скважин, в зависимости от содержания полезных ископаемых на взрываемом участке, и, соответствующей прочности отдельностей. В данном случае имеет смысл говорить о радиусе регулируемого разрушения. В отличие от радиуса регулируемого дробления, в границах которого при взрыве заряда ВВ обеспечивается проектная технология ведения горных работ, то есть заданная работа экскаваторов, отсутствие негабаритных кусков, требуемая проработка подошвы, в пределах радиуса регулируемого разрушения обеспечивается качественное разрушение и селективное раскрытие минеральных агрегатов, что позволяет произвести отделение зерен, содержащих полезные ископаемые, от вмещающей породы при переработке минерального сырья. Обоснование количественной оценки различия радиуса регулируемого дробления и радиуса регулируемого разрушения приведена в [2].
Проведёнными исследованиями установлены уравнения связи между физикотехническими характеристиками полезных ископаемых, содержанием полезных компонентов на взрываемых участках и удельным расходом ВВ §, для Сорского месторождения (рисунок).
g = а /(3,705+1,087 а ),кг/м3 (13)
Корреляционное отношение между g и а 7/ = 0,93, проверка по критерию Стьюдента [4] подтвердила его значимость.
- Л
"£ 0,9
* 05
Я ’ а 0 4
.й 0,3
>? 0
11 16 21 26 31 36 41 4 Содержание ме взрываемых 6 51 56 61 66 71 76 талла в руде на /частках,10'3%
Таблица 3
Параметры взрывных работ, рекомендуемые для Сорского месторождения.
№ п/п Содержание металла на взрываемых участках, а,10-3% Предел прочности образцов на растяжение, СТраст, кг/см2 (МПа) Предел прочности образцов на сжатие, стсж, кг/см2 (МПа) Радиус регулируемого дробления, Усредненная сетка скважин, а х в, м Удельный расход ВВ, g, кг/м3
1. 11 294(28,8) 2462(241,4) B«9 Ч 3,9 0,70
2. 22 263(25,8) 2137(209,5) 2,03 4,1 0,79
3. 31 238(23,3) 1872(183,5) 2,14 4,3 0,83
4. 39 216(21,2) 1636(160,4) 2,24 4,5 0,84
5. 45 200(19,6) 1459(143) 2,33 4,7 0,85
6. 51 183(17,9) 1282(125,2) 2,44 4,9 0,86
7. 56 149(16,6) 1134(111,2) 2,53 5,1 0,86
8. 61 156(15,3) 987(96,8) 2,64 5,3 0,87
9. 65 145(14,2) 869(85,2) 2,74 5,5 0, 87
10. 68 136(13,6) 780(76,5) 2,83 5,7 0, 87
11. 72 125(12,3) 662(64,9) 2,94 5,9 0, 88
12. 75 117(11,5) 574(56,3) 3,04 6,1 0, 88
13. 78 109(10,7) 485(47,5) 3,15 6,3 0, 88
Таблица 4
Пример расчёта энергии взрыва по скважине для условий Сорского месторождения при высоте уступа 10 м
№ п/п Глубина заряжаемого участка, Hi м Свойства взрываемого участка СТраст/стсж/а,МПМПа/10-3% Удельный расход ВВ, g, кг/м3 Сетка скважину хв, м Взрываемый объём на метр уступа, V, м3/м
1. 1 26,7/218,8/19 0,78 4,0х4,0 16,00
2. 7 25,0/200,9/25 0,81 4,1x4,1 16,81
3. 2 23,1/180,6/32 0,83 4,3х4,3 18,49
4. 4 17,7/122,8/52 0,86 4,9х4,9 24,01
5. 9 12,8/70,2, /70 0,88 5,8x5,8 33,64
6. 8 11,8/59,1/74 0,88 6,0x6,0 36,00
Анализ полученной зависимости (13) показал, что для условий Сорского месторождения она описывается теоретическим уравнением
g = «/[2( gmin+g max )+gminp+(1 + А ) « (14)
гДе gmin и gmax - СООТВеТСТВеННО МИНИМЭЛЬНОе И
максимальное значения удельного расхода ВВ, возможные для горно-геологи-ческих условий месторождения, кг/м3; gminp- минимальное значение удельного расхода ВВ по расчётным данным, кг/м3;
Различие сравниваемых рядов экспериментальных и расчётных значений несущественно. Зависимости могут быть использованы для определения значений удельного расхода ВВ при различном содержании металла в породе на взрываемых участках и физико-технических свойств массива.
В табл. 3 приведены рекомендуемые параметры взрывных работ, определенные на основании зависимостей (1-14), учитывающих содержание металла от 11 до 80 у.е. величину В0 от 1,9 до 3,2 м, диаметр скважины- 250 мм, ВВ - граммонит 79/21( давление газов взрыва в точке Жуге принято 6800 МПа).
Метод определения параметров взрывных работ
Информация для определения параметров взрывных работ на рудных карьерах осуществляется, как правило, на основании химического и визуального анализа бурового шлама и анализа данных по степени дробления, выходе негабарита при взрывании и отработке на вышележащих горизонтах и других косвенных оценок. Это приводит к низкой степени прогнози-руемости качества взрывных работ, и впоследствии к образованию порогов, большому выхо-
ду негабарита, неполному разрушению сростков минеральных агрегатов полезных ископаемых и вмещающих пород, что снижает эффективность процессов последующей переработки. Предлагается осуществлять поинтервальный анализ физико-технических свойств при бурении скважин, например, через 1 м проходки. Интервал опробования должен определяться с учётом особенностей и промышленной ценности каждого месторождения.
Если рассматривать величину В0, определённую по формуле (1), как радиус регулируемого дробления на единице высоты скважины (например, на 1 метре), то его величина будет меняться по высоте скважины в соответствии с изменением араст. При квадратной сетке скважин, когда расстояния между скважинами А и между рядами скважин В равны, справедливо соотношение:
А = В = 2В0= 2а0(рж/араст)1/2, (15)
Объём полезного ископаемого, взрываемого одной скважиной глубиной Н, составит:
Ус = АВН = 8а02Н(рж/араст), м3 (16)
Взрываемый объём, приходящийся на единицу высоты скважины (1 метр) в зависимости от прочности полезного ископаемого или содержания в нём полезных ископаемых:
V! = АВ = 8а02(рж/араст), м3 (17)
Количество ВВ на единичную высоту скважины (1 метр) в зависимости от прочности полезного ископаемого или содержания в нём полезных ископаемых:
01= 8^!^? га (18)
где g-yдeльный расход ВВ, кг/м3.
Количество ВВ на скважину с учетом изменения прочности пород (содержания полезных ископаемых):
0!= X 8 ао2(Рж/ст!№ (19)
1=1
В реальных условиях ведения горных работ при бурении цилиндрических скважин долотом постоянного диаметра изменение удельного расхода ВВ по высоте скважин трудноосуществимо: так как промышленность не выпускает технически совершенных устройств для расширения скважин, а при использовании станков огневого бурения невозможно проконтролировать диаметр скважин и эти станки могут применяться только в породах, не склонных к возгоранию. Формула (19) позволяет в целом определить количество ВВ на скважину, необ-
ходимое для разрушения сростков минералов полезного ископаемого с учётом прочности породы на каждом участке по её длине. В условиях производства при бурении скважин в неравномерных по прочности породах коэффициент разбуривания может варьирует в пределах 10-20 %. Соответственно, вместимость скважин по высоте уступа будет меняться на десятки %. При этом, поскольку больший диаметр скважин чаще всего наблюдается при проходке участков более слабых пород (в том числе вывалы кусков из стенок скважин), большее количество ВВ по высоте попадает на уровень полезных ископаемых с меньшими прочностными характеристиками. Таким образом, чаще всего наблюдается картина, когда фактически заряжаемое количество ВВ распределяется обратно пропорционально прочности полезных ископаемых. Поэтому при взрывании сложноструктурных блоков полезных ископаемых необходимо разрабатывать специальные мероприятия: цементацию скважин, их «шлифовку» буровым долотом, уменьшение скорости подачи бурового става на участках, сложенных прочными породами и т.д.
Поинтервальные значения физико- технических свойств возможно определить по опытным данным скорости проходки долота при бурении скважин. Наиболее полно эта информация представлена в исследованиях Тангаева И.А. [5].
Пример расчёта удельного расхода ВВ для условий Сорского месторождения по предлагаемому методу (формулы 1-19) представлен в табл. 4. Диаметр скважины- 250 мм, ВВ -граммонит 79/21.
Практическая реализация способа усложняется тем, что в соответствии с действующими правилами, обуривание взрывного блока производится по проекту, утверждённому техническим руководителем рудника. Без согласования корректировать сетку скважин по результатам проходки каждой скважины запрещено. При невозможности такого согласования целесообразно проведение поинтервального опробования и использование его результатов при составлении проекта на массовый взрыв. По мере накопления достаточной статистической информации результатов интервального опробования и её систематизации будут выявляться характерные, геологические участки месторождения и разрабатываться для них типовые параметры буровзрывных работ.
Предлагаемый метод определения расхода ВВ на основании поинтервального определения физико-технических свойств взрываемого массива предпочтительнее существующего, в соответствии с которым g определяется скорее интуитивно (на основе опыта работ), как было
1. Покровский Г.И. Взрыв. — М.: Недра, 1972.
2. Крюков Г.М., Глазков Ю.В. Феноменологическая квазистатическо- волновая теория деформирования и разрушения материалов взрывом зарядов промышленных ВВ: Отдельные статьи Горного информационноаналитического бюллетеня. - 2003. - М: Изд-во МГГУ. -№11. - 67 с.
3. Демидюк Г.П., Викторов С.Д., Фукзан М.М.
Влияние взрывного нагружения на эффективность
последующих этапов обогащения.- В кн.: Взрывное дело, № 89/46. - М.: Недра. - С. 116-121.
4. Шестаков Ю.Г. Математические методы в геологии. Красноярск: Изд-во Красноярского ун-та, 1988. - 208 с.
отмечено выше. Метод позволяет достигать более качественного взрывания, с прогнозируемой степенью дробления массива и полнотой раскрытия минеральных зерен (сростков), что приведет соответственно к снижению себестоимости рудоподготовки.
---------------- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
5. Хмелъковский И.Е., Аврамов В.Е., Чихачёв О.М., Урбаев А.О. Интенсификация избирательного дробления руд взрывом. В сб. Управление качеством сырья, промпродуктов и продуктов горного, горнообогатительного и металлургического переделов. Красноярск, 1985, - С. 46-47.
6. Чихачёв О.М., Савушкина С.И., Оверин В.И., Страгис Ю.М. Интенсификация взрывной отбойки бедных руд Сорского месторождения. В сб. Проблемы интенсификации производства на предприятиях края. Красноярск, 1987, с.28.
7. Тангаев ИА. Энергоёмкость процессов добычи и переработки полезных ископаемых. - М.: Недра, 1986, 232 с.
— Коротко об авторах ---------------------------------------------------------------------
Чихачев Олег Михайлович — аспирант, кафедра «Разрушение горных пород взрывом», Московский государственный горный университет.
------------------------------------- ДИССЕРТАЦИИ
ТЕКУЩАЯ ИНФОРМАЦИЯ О ЗАЩИТАХ ДИССЕРТАЦИЙ ПО ГОРНОМУ ДЕЛУ И СМЕЖНЫМ ВОПРОСАМ
Автор Название работы Специальность Ученая степень
ГОСУДАРСТВЕННЫЙ научно-исследователь скии институт ГОРНОЙ ГЕОМЕХАНИКИ И МАРКШЕЙДЕРСКОГО ДЕЛА - МЕЖОТРАСЛЕВОЙ НА УЧНЫЙ ЦЕНТР ВНИМИ
ВОВК Александр Иванович Геомеханическое обоснование и разработка параметров подготовки парными выработками угольных пластов Воркутинского месторождения 25.00.22 к.т.н.
