«Утверждаю в печать Ректор университета, д-р техн. наук, проф. С.Н. Иванченко 2004 г. Е. Б. ШЕВКУН ВЗРЫВНЫЕ РАБОТЫ ПОД УКРЫТИЕМ Автор д-р техн. наук, доцент Е.Б. Шевкун Хабаровск Издательство ХГТУ 2004 Российская ...»

1.1. Способы механического рыхления скальных горных пород Для еще более прочных пород нашел применение способ рыхления активным ковшом экскаватора [10]. Первые образцы экскаваторов с ковшом активного действия (пневматические молотки на трех зубьях с энергией единичного удара до 1 700 Дж) появились там, где в силу сложной ситуационной обстановки (инженерные сооружения, магистральные дороги государственного значения, исторические памятники) из-за вредных проявлений взрыва (сейсмическое действие, ударная воздушная волна, разлет осколков породы) инспекторскими органами было запрещено ведение взрывных работ. Применение экскаватора с ковшом активного действия показало, что даже при уровне производительности 0,55–0,6 от номинальной использование его экономически оправдано.

И, наконец, как переходный этап от механического рыхления к взрывному в США разработана технология PCF, которая позволяет вести поточную выемку пород прочностью 80–350 МПа [11]. Разрушение породы производится небольшими зарядами в 4–5 раз эффективнее, чем с помощью буровзрывных работ. При взрыве 0,3 кг ВВ отбивается примерно 0,75 м породы, при этом из-за малой взрывной энергии (по сравнению с обычной взрывной отбойкой) наблюдается настолько уменьшенный разлет кусков породы, что оборудование может не удаляться из рабочей зоны.

Патрон метательного ВВ помещается в устройстве и воспламеняется обычным способом. Выделяющиеся газы направляются по стволу на дно шпура, где быстро создается область высокого давления, под воздействием которого происходит разрушение массива пород, прилегающего к стенкам шпура, в пределах конусообразной воронки. Насадка устройства имеет приспособление для закупорки шпура, которое удерживает газы в районе дна шпура, предотвращая их выход из шпура. Комбайн для выемки пород по такой технологии включает размещенные на стреле гидравлическое буровое устройство и газовый инжектор. Рабочий цикл включает разметку и бурение шпура, помещение в шпур газового инжектора и взрывание.

Уборку породы производят через 8–16 взрывов в зависимости от крепости породы, массы заряда и пр. Испытания показали, что объем бурения меньше, чем при традиционных способах отбойки, а удельный расход ВВ составляет 20–26 % от расхода ВВ при традиционных буровзрывных работах. В результате стоимость метательного ВВ примерно равна стоимости ВВ типа АС–ДТ.

Необходимо отдельно выделить рыхление горных пород, прежде всего крепких, так называемыми “невзрывчатыми разрушающими средствами” (НРС). При использовании таких средств в скважину заливают раствор вещества, расширяющегося при затвердевании [12], или создают и регулируют необходимое давление в скважинах другими методами – гидроклинами или другими распорными устройствами. Возникающие при этом Гл. 1. Современное состояние проблемы подготовки к выемке горных пород на карьерах на стенках скважины усилия достаточны для разрушения некоторого объема пород на крупные отдельности трещинами отрыва. Поскольку эта технология применяется преимущественно при добыче штучного камня и не может дать приемлемых результатов для рыхления перед выемкой добычными агрегатами, подробно ее рассматривать не будем.

Таким образом, в настоящее время имеется достаточно обширный класс агрегатов для выемки плотных, полускальных и скальных пород крепостью до f = 10–12 с механическим рыхлением в процессе выемки резцами и шарошками.

Однако, как показали исследования И. А. Тангаева [13], большая часть горных пород на карьерах имеет более высокую крепость, поэтому подготовка скальных горных пород к выемке и в ближайшей перспективе будет вестись преимущественно с помощью энергии взрыва.

1.2. Основные средства и методы ведения буровзрывных В современных условиях развития открытых горных работ первостепенное значение в их интенсификации отводится буровзрывным работам.

Такие важнейшие элементы интенсификации современного производства, как концентрация горных работ, комплексная механизация технологических процессов, высокий уровень их организации, могут быть успешно реализованы только на основе создания запасов взорванной горной массы высокого качества по степени дробления. Это обеспечит независимую работу буровзрывного и погрузочно-доставочного комплексов, наиболее полное и эффективное использование погрузочного и транспортного оборудования.

Решающая роль буровзрывных работ состоит не только в обеспечении количественных, но и качественных показателей производства: потери и разубоживание руд, углей существенно снижаются при использовании различных приемов селективного и валового взрывания. Это же относится к получению полезных ископаемых заданного гранулометрического состава для последующего их обогащения с использованием различных физических методов [14].

Применяемые в настоящее время технология и методы ведения буровзрывных работ вертикальными (изредка наклонными) скважинными зарядами не позволяют значительно увеличить энергию взрыва на дробление горных пород каким-либо другим путем, кроме увеличения удельного расхода ВВ (q). Улучшение качества дробления этим путем целесообразно только до определенного предела, превышение которого не оправдано 1.2. Основные средства и методы ведения буровзрывных работ ввиду быстрого роста затрат на буровзрывные работы, вызванного ускоренным ростом стоимости ВВ, в результате которого доля взрывной подготовки в общей стоимости энергетических ресурсов на разработку горных пород возросла с 58 % в 80-х гг. до 66–75 % к середине 1995 г. [15]. А за период с 1995 по 2002 г. стоимость отбойки в расчете на 1 м3 горной массы дополнительно увеличилась в 5 раз [16].

Основные требования к буровзрывным работам следующие:

1) обеспечение равномерного дробления горных пород с заданной кусковатостью и минимальным выходом негабаритных фракций в определенный временной промежуток;

2) минимизация подготовительно-восстановительных работ (снятие забойных железнодорожных путей, контактных сетей, линий электропередач и т. д. и их восстановление) за счет достижения рациональных параметров развала горной массы после взрыва;

3) сохранение первоначальной структуры взрываемого горного массива для селективной отработки уступов, сложенных рудами разной ценности;

4) достижение оптимального соотношения между частотой массовых взрывов и объемами взорванной горной массы;

5) обеспечение минимального вредного воздействия на окружающую среду.

Сейчас особенно актуально обеспечение оптимальных условий селективной выемки. Применяемые в настоящее время технологии и технические средства открытой разработки месторождений в большинстве своем уже не отвечают современным требованиям экономичности, экологической и социальной безопасности, комплексности использования полезных ископаемых. Экскаваторы с ковшами вместимостью 8–20 м3 предназначены для валовой выемки горной массы и не позволяют эффективно вести раздельную выемку полезных ископаемых и пустых пород. В то же время, например, в золотодобывающей промышленности и в других отраслях, добывающих дефицитные полезные ископаемые, наметилась тенденция приоритетного освоения небольших месторождений с коротким сроком возврата инвестиций. Больше внимания стали уделять качеству сырья и селективным методам добычи с уменьшенными выемочными параметрами добычных работ (высота уступа, ширина рабочей площадки и буровой заходки и пр.). В этих условиях возникает необходимость уменьшения параметров и единичной мощности добычного и бурового оборудования. О широком распространении технологии селективной выемки за рубежом свидетельствует тот факт, что высота уступа на карьерах при ведении добычных работ в основном составляет 3–5 м и не превышает 7–8 м [17].

Существующие методы не позволяют прогнозировать пространственное размещение разнородных пород массива в развале горной массы и Гл. 1. Современное состояние проблемы подготовки к выемке горных пород на карьерах оценивать сложность их разработки. Требование максимального сохранения первоначальной структуры взрываемого горного массива при селективной выемке уступов актуально для месторождений ценных руд: четкое разграничение контуров кондиционных и некондиционных руд и пустых пород снижает потери в 1,5–2 раза, разубоживание – на 30–40 %, а также себестоимость БВР – на 15–20 % [18].

Требование оптимального соотношения между частотой массовых взрывов и объемами взорванной горной массы обусловлено тем, что в последнее время изменилось само понятие "массовый взрыв". В настоящее время массовый взрыв предусматривает не единичный взрыв блока, а совмещенный, когда количество взрываемых блоков достигает 10–15. В [19] показано, что производительность экскаватора резко возрастает с увеличением объема взорванной горной массы до 25 тыс. м3, а потом остается постоянной. Поэтому стремление увеличить масштабы массовых взрывов связано, прежде всего, с необходимостью сокращения общего числа массовых взрывов, поскольку в дни проведения массовых взрывов время непроизводительной работы карьера, затрачиваемое на подготовительновосстановительные работы, достигает 4–8 ч, а потери производительности карьера – 50 % [20].

Буровзрывные работы оказывают весьма существенное влияние на эффективность основных процессов добычи и первичной переработки полезных ископаемых, а также на основные параметры карьера, что наглядно отражено на схеме, приведенной на рис. 1.1. Рассмотрим влияние буровзрывных работ на каждый из процессов добычи и переработки и один из главных параметров карьера – угол наклона рабочего борта.

Негативное воздействие взрывных работ. Вредное воздействие взрыва на инженерные сооружения и человека проявляется в сейсмическом воздействии, воздействии ударной воздушной волны (УВВ) и поражении разлетающимися кусками взорванной горной массы. Необходимость защиты зданий и сооружений от сейсмического воздействия взрыва возникла в последние годы в связи с повышением массы одновременно взрываемых зарядов ВВ с 20–30 до 500–1 000 т.

Снижение сейсмического воздействия взрыва на охраняемые объекты можно обеспечить, прежде всего, за счет изменения массы одновременно взрываемых зарядов ВВ и расстояния от охраняемого объекта до центра взрыва, а также ряда других мероприятий: уменьшения диаметра зарядов, снижения степени "зажима" взрываемого объема горных пород, направления детонации на взрываемых блоках от защищаемого объекта, создания искусственных экранов в массиве горных пород между очагом взрыва и охраняемым сооружением с акустической жесткостью в несколько раз ниже, чем в окружающих горных породах [21, 22].

Гл. 1. Современное состояние проблемы подготовки к выемке горных пород на карьерах При взрыве одновременно от 2 до 12 т ВВ возникает нарушение уступа за последним рядом скважин до плоскости, проведенной от нижнего конца скважины под углом 26–29о до пересечения с поверхностью уступа.

При массе заряда скважины 200–300 кг ширина зоны нарушения достигает 7–9 м, при массе заряда 500–600 кг – до 12 м. В этой зоне образуются 5–7 трещин, параллельных бровке уступа, с раскрытием, по данным [23] до 20–30 мм. По данным [24] зона остаточных деформаций при различных способах МКЗВ достигает 30–50 м, а величина горизонтальной составляющей остаточных деформаций на расстоянии 15 м составляет от 50 до 850 мм.

Кроме того, в массиве вышележащих уступов формируются ядра максимальных скалывающих напряжений, которые могут достигать величины 0,3–1,2 МПа вследствие взаимодействия в массиве вышележащего уступа фазы растяжения прямой продольной волны и отраженных от кровли уступа и его наклонной плоскости продольных и поперечных волн [21].

Ядра формируются на расстоянии 1/2 ширины рабочей площадки и на глубине в 1/3 расстояния от взрыва до наклонной плоскости вышележащего уступа и постепенно смещаются к кровле уступа, подготавливая его к обрушению по системе таких ядер. Защита от этого явления – экранирование, когда расстояние от взрыва до нижней бровки вышележащего уступа составит не менее трех его высот.

Снижение негативного воздействия БВР позволит пересмотреть границы действующих карьеров. В настоящее время имеется экономическая целесообразность более глубокой отработки полей ряда разрезов в Кузбассе.

Насыщенность инженерными сооружениями, близость населенных пунктов не позволяют сделать этого. Застройки по контуру полей разрезов на поверхности, границы шахтных полей в недрах формировались с учетом зоны влияния взрывных работ. Прирезка уже разведанных запасов с передачей их на баланс действующих предприятий для разработки по более совершенной технологии, имеющей меньшую опасную зону по разлету кусков горной массы, воздействию сейсмических и ударных воздушных волн – важный резерв в решении эколого-экономических и социальных проблем угледобывающей отрасли Кузбасса и других регионов страны [10].

Изменение угла наклона борта карьера. Как известно [25], ширина рабочих площадок и высота уступов определяют угол откоса рабочего борта карьера. В скальных породах для МКЗВ рекомендуется ширина рабочих площадок не менее 50 м. С уменьшением ширины рабочих площадок увеличивается угол откоса рабочего борта, поэтому величина усредненного эксплуатационного коэффициента вскрыши уменьшается (примерно на 0,1 м3/м3 на каждый градус увеличения угла откоса борта). В связи с тем, что качественное дробление горных пород обеспечивается только 1.2. Основные средства и методы ведения буровзрывных работ при МКЗВ, когда ширина обуренного уступа с развалом достигает 35–40 м, необходимо изыскать новые способы разрушения горных пород, не требующие широких рабочих площадок.

В. Л. Яковлев [26] считает, что для поддержания достигнутой эффективности открытых горных работ в глубоких карьерах необходимо резкое увеличение коэффициентов использования горного транспорта и вспомогательного оборудования, организация работ, снижающая до минимума собственные и обусловленные взаимодействием смежных процессов простои оборудования; ускорение темпов технического прогресса в области техники и технологии горных работ, превышающее рост трудоемкости этих работ в связи с непрерывным увеличением глубины карьеров.

Особо важно это для карьеров, разрабатывающих месторождения небольших размеров в плане и значительной глубины, где доля дополнительных объемов вскрышных работ за счет увеличения угла бортов карьера существенна.

Здесь следует сосредоточиться на изыскании систем разработки, обеспечивающих большие углы рабочих бортов (20–25 вместо достигнутых 15–20). Это существенно снизит текущий коэффициент вскрыши за счет консервации части рабочих бортов, сокращения фронта работ на экскаватор, применения обоснованной доли узких площадок.

Поэтому необходимо:

- разработать требования к новой технике и предложить технологии для ее использования, обеспечивающие компенсацию отрицательного воздействия роста глубины карьеров, в частности, на производительность труда;

- разработать эффективные средства и способы создания благоприятных санитарно-гигиенических условий в глубоких карьерах;

- изыскать новые способы разрушения массива горных пород, не требующие широких рабочих площадок, необходимых при массовых взрывах.

Для действующих карьеров большой глубины и производительности приоритетными направлениями ресурсосбережения являются [27]:

- формирование максимально крутых устойчивых откосов уступов и бортов карьеров на основе щадящей технологии выемки пород на предельном контуре и схем вскрытия глубоких горизонтов с минимумом объемов по разносу бортов за счет транспортных берм;

- планирование горных работ с целью минимизации текущих удельных объемов вскрышных работ на основе оптимизации параметров рабочей зоны карьера;

- техническое перевооружение основных и вспомогательных процессов;

Гл. 1. Современное состояние проблемы подготовки к выемке горных пород на карьерах - усовершенствование организации и управления технологическими процессами и их взаимодействием.

На вновь осваиваемых месторождениях наиболее эффективным направлением поиска резервов ресурсосбережения и природоохранных мероприятий является установление предельно допустимых устойчивых углов откоса бортов карьеров с целью сокращения общих и текущих объемов вскрышных работ.

Выемочно-погрузочные работы. Качество разрушения горных пород взрывом, включая и качество их дробления, оказывает большое влияние на производительность выемочного оборудования: при увеличении содержания в горной массе фракции размером менее 500 мм с 70 до 90 % производительность экскаватора возрастает в 2–2,5 раза [20]; чем компактнее развал, тем выше производительность погрузочного оборудования. Существующие схемы МКЗВ позволяют сформировать развал заданной конфигурации даже при взрывании на подобранный забой, но для этого необходимы рабочие площадки значительных размеров.

Повышение требований к рациональному использованию минерального сырья, диктующее необходимость резкого снижения потерь и разубоживания рудного сырья, формируемых, прежде всего, на стадии подготовки горных пород к выемке, достаточно эффективно может быть реализовано только применением технологии взрывания с сохранением первичной структуры горного массива.

Это может быть достигнуто рядом способов, наиболее эффективным из которых является взрывание в зажатой среде (отбойка на подпорную стенку из неубранной горной массы предыдущего взрыва). Способ позволяет не только сохранить первоначальное геологическое строение массива, но и достичь более равномерного и интенсивного дробления пород [28].

Карьерный транспорт. Отработка карьеров глубже 300 м с помощью автотранспорта представляет собой сложную техническую и экономическую проблему. Технико-экономические расчеты показывают, что с ростом глубины карьера до 600 м расстояние перевозок горной массы по спиральному съезду с уклоном 8 % увеличивается до 9–10 км. Поэтому себестоимость перевозки 1 м3 вскрыши возрастает в 3 раза, удельный расход дизельного топлива – в 2 раза, производительность автосамосвалов снижается в 3,3 раза, а производительность труда рабочих – в 3,2 раза [29]. В настоящее время на крупных карьерах до 40 % горной массы перевозится по схемам комбинированного транспорта и дважды грузится в транспортные средства, что ведет к использованию дополнительных погрузочных и транспортных средств, а также вынуждает занимать под внутрикарьерные перегрузочные склады значительные площади, требующие или дополниОсновные средства и методы ведения буровзрывных работ тельного разноса бортов или консервации части запасов [26]. Поэтому необходимо совершенствование (реконструкция) транспортной системы карьера на основе глубокого ввода железнодорожного транспорта или применения крутонаклонного конвейерного подъема горной массы с глубоких горизонтов карьера [27].

Борьба с вредными компонентами выхлопных газов технологического автотранспорта – самая острая и сложная в настоящий момент научнопрактическая проблема. Один из путей ее решения – заменить автомобильный транспорт конвейерным транспортом.

Содержание оксидов углерода и азота, альдегидов и формальдегидов в кабинах автосамосвалов превышает ПДК в 3–5 раз. Так, в нижней рабочей зоне карьера "Удачный" простои оборудования по загазованности атмосферы от технологического автотранспорта достигают около 2 тыс. ч в год, что в 2–4 раза выше, чем в верхней зоне реконструкции карьера. Простои достигли 27 % годового календарного времени, что привело к значительной потере объемов вскрышных работ и отставанию от проектных темпов работ. В неблагоприятные по метеоусловиям месяцы (температурная инверсия зимой) оборудование работает 10–15 суток в "рваном" режиме с коэффициентом использования 0,2–0,4 [30].

Внедрение циклично-поточной технологии (ЦПТ) на карьерах большой производительности и глубины позволяет сократить расстояние перевозок автосамосвалами в 1,5–2 раза, что, в свою очередь позволяет снизить себестоимость транспортирования горной массы на 30–50 %, себестоимость добычи руды – на 10–20 %, энергозатраты – на 20–25 % а производительность труда увеличить в 1,3–2 раза [26]. В частности, применение с 1996 г.

на Полтавском ГОКе современного дробильно-конвейерного комплекса, рассчитанного на переработку и транспортирование 2 500 т/ч руды, показало, что капиталовложения на комплекс ЦПТ и автотранспортный комплекс примерно одинаковы, в то время как эксплуатационные расходы по комплексу ЦПТ составляют около 0,66 DM, а по автотранспортному комплексу – 1,26 DM [31].

Ленточные перегружатели, поставляемые фирмой “Транспорта”, предназначены для карьеров различных отраслей как основное технологическое оборудование. С их помощью можно менять длину конвейерной линии, преодолевать различные высоты, обеспечивать свободное маневрирование экскаватора на рабочем уступе, облегчать врезку экскаватора в новую заходку и т. п.

Производительность перегружателей составляет от 2 500 до 6 600 м 3/ч, кусковатость перемещаемой горной массы – от 400 до 750 мм, длина приемной консоли – 27–40 м, разгрузочной – 28–45 м [32]. Опыт эксплуатации ленточных конвейеров показывает, что при грузопотоках более 1 000 м3/ч Гл. 1. Современное состояние проблемы подготовки к выемке горных пород на карьерах и глубине карьера более 100 м этот вид транспорта становится более выгодным. Следовательно, если применить способы отбойки, гарантирующие качественное дробление горных пород, можно заменить автомобильный транспорт конвейерным.

Первичная переработка. XXI в. – это век редких металлов, редких элементов земной коры и поэтому проблемы разрушения горных пород и извлечения из них полезных компонентов будут играть особую роль [1].

Взрывное разрушение как первичное, т. е. разрушение массива горных пород, будет иметь все больший удельный вес. Следовательно, к нему надо подходить не только с точки зрения, как раздробить горную породу, чтобы ее потом эффективно погрузить, транспортировать, но и в общем виде, рассматривая роль этого разрушения во всей цепочке извлечения минерального продукта.

При селективной выемке и работе с редкими продуктами в земной коре все больший интерес будет представлять селективное разрушение и микроразрушение горных пород. Получение продукции более мелкого гранулометрического состава возможно станет основной проблемой взрывных работ и всего горного дела [1]. Чем больше энергии мы перенесем на стадию взрывного дробления, тем меньше сложностей будет на последующих стадиях, тем эффективнее будет выглядеть горное дело в целом.

Сохранение первоначальной структуры горного массива позволяет осуществлять глубокую дифференциацию полезного ископаемого и пустых пород на стадиях взрывания и выемки и управлять качеством рудной массы, поставляемой на обогатительную фабрику, за счет селективной разработки и усреднения руд по содержанию полезных компонентов и другим признакам.

По информации о свойствах массива в процессе обуривания взрывными скважинами разделяют руды различного качества от пород. Это позволяет взрывать их с различными нагрузками: проводить разупрочнение руд, например, реализацией режима усталостного нагружения, когда взрываемые скважины разделяют на группы и внутри групп взрывают заряды с замедлением в 0,5–4 мс, а между группами – 15–20 мс. При таком режиме происходит образование дополнительных нитевидных трещин, понижающих сопротивление кусков руды разрушению в дробилках [33]. При использовании схем коммутации взрывной сети, направляющих детонационную волну под углом 45о к линии простирания слоев железистых кварцитов, энергоемкость их последующего измельчения снижается на 8–12 %.

При увеличении длительности импульса динамического нагружения железистых кварцитов взрывом с 5–6 до 15–18 мс удельная производительность лабораторной мельницы по готовому классу (- 50 мкм) при последующем их измельчении увеличивается на 11,6 %, повышается содерОсновные средства и методы ведения буровзрывных работ жание магнитного железа в концентрате за счет улучшения раскрываемости магнетитовых зерен [34].

Таким образом, взрывное разрушение горных пород не просто обеспечивает их дробление, но и влияет на показатели первичного передела. Однако при этом необходимо учитывать соотношение энергетических затрат по различным переделам [35].

Загрязнение окружающей среды. Открытый способ разработки месторождений полезных ископаемых в настоящее время по своим масштабам и мощности оказывает серьезное негативное влияние на состояние окружающей среды, вызывая ландшафтные и аэрологические изменения, способствуя загрязнению прилегающих территорий, воздушного и водного бассейнов.

Основные источники образования пыли и газов в карьерах: погрузочнотранспортные операции (40 %), буровзрывные работы (35 %) и пыль, осевшая на карьерных площадях (10 %). После взрыва пылегазовое облако распространяется по всему пространству карьера и рассеивается по земной поверхности за карьером. При этом установлено, что чем больше объем взрываемого блока, тем выше поднимается пылегазовое облако. Визуально фиксированное время рассеивания облака превышает 30 мин, высота подъема достигает 1 600 м при дальности распространения до 12–15 км.

Для уменьшения расстояния распространения опасных концентраций пыли и газа рекомендуется уменьшать объемы одновременно взрываемых блоков горного массива [36]. Основанием для таких рекомендаций служит тот факт, что с увеличением крепости горных пород удельное количество выделяющейся при взрыве пыли растет от 0,03 кг на 1 м3 породы у сланцев до 0,17 кг у магнетитовых роговиков [20].

Взрывные работы в карьерах вызывают весьма высокое загрязнение карьерной территории и окружающей среды пылегазовыми выбросами, создают ощутимые отрицательные эффекты в связи с осаждением пыли в жилых районах поселков и на сельскохозяйственных угодьях вблизи карьеров. Установлено, что площади зон загрязнения приземной атмосферы с концентрацией пыли, превышающей ПДК, составляют (10,9 26,5)106 м2.

Протяженность зон загрязнения с концентрацией пыли в 5–10 ПДК достигают 3–7 км [37].

Анализ известных способов и путей снижения вредного воздействия массовых взрывов на окружающую среду показывает, что, несмотря на достаточно большое количество технических, технологических и организационных решений в данной области, в практике производства взрывных работ на карьерах до настоящего времени отсутствуют эффективные способы и средства борьбы с пылегазовым облаком.

Гл. 1. Современное состояние проблемы подготовки к выемке горных пород на карьерах Ритмичность работы карьера. В настоящее время на крупных карьерах (с объемом горной массы более 30 млн т/год) массовые взрывы проводят один раз в неделю. При этом в течение всей предшествующей взрыву недели завозятся взрывчатые материалы, привлекается большое количество людей на подготовку и проведение массового взрыва. Единовременно взрывается более 1 000 т ВВ. При такой технологии происходит омертвление оборотных средств, образуется большая опасная зона, которую необходимо охранять. Все это приводит к значительным затратам на производство взрывов, целосменным простоям карьеров и оборудования.

При существующей технологии взрывов каждое крупное предприятие теряет до 500 ч в год. По предприятиям ОАО "Рудпром" отрасль недополучает ориентировочно свыше 100 млрд р. прибыли (в ценах мая 1995 г.).

Возникла настоятельная необходимость пересмотреть технологию подготовки и проведения массовых взрывов при отработке месторождений полезных ископаемых открытым способом. В [38] подчеркивается необходимость организации буровзрывных работ так же, как и всех остальных технологических процессов – вести их без простоев. Для этого целесообразно взрывы осуществлять в существенно меньших объемах и организовывать их таким образом, чтобы по возможности исключить или хотя бы существенно сократить время простоев на выполнение подготовительнозаключительных операций.

Таким образом, анализ приведенных на рис. 1.1 факторов показывает, насколько велик диапазон влияния БВР на остальные технологические процессы добычи и переработки полезного ископаемого. Поэтому совершенствованию буровзрывных работ как основного технологического процесса, определяющего эффективность работы всех последующих, уделяется столько внимания.

Основным условием эффективного ведения БВР является изыскание средств и методов равномерного дробления горных пород до заданной крупности и прежде всего в условиях обводненности. С ростом глубины ведения горных работ увеличивается доля обводненных горных пород:

более половины взрываемых скважин обводнены.

Затраты на буровые и взрывные работы в обводненных горных массивах в 2,5–3 раза выше, чем в сухих, по целому ряду причин. Бурение вертикальных взрывных скважин в обводненных горных породах сопровождается существенным снижением как скорости бурения, так и стойкости шарошечных долот. Зарубежные исследователи величину снижения стойкости оценивают как четырехкратную: шарошечное долото со стальными армированными зубьями на сухом забое скважины увеличивает проходку до 2 745 м по сравнению с 588 м при работе в пульпе бурового шлама [39].

Для повышения стойкости шарошечных долот стараются предотвратить 1.2. Основные средства и методы ведения буровзрывных работ попадание в их опоры абразивной пульпы при прекращении подачи сжатого воздуха в момент наращивания бурового става применением буровой штанги на всю длину скважины, что влечет за собой увеличение высоты мачты бурового станка (до 18–20 м) и его массы.

На 30–50 % снижается производительность зарядки обводненных скважин в связи с плохой потопляемостью промышленных гранулированных ВВ. Пылеватые частицы с низкой смачиваемостью, образующиеся при разрушении гранул ВВ в процессе зарядки, создают на поверхности зеркала воды пробку. На ней некоторое время плавает вышележащий заряд, пока его масса не достигнет определенной величины. Поэтому обводненные скважины, как правило, приходится дозаряжать, иногда в несколько приемов.

При температуре наружного воздуха ниже минус 30 С в скважинах образуется смесь гранул водоустойчивого ВВ со льдом в виде "шуги" или льдотротилового цилиндра, не тонущих в воде.

Подавляющее большинство отказавших зарядов (до 95 %) наблюдается при взрывании обводненных скважин и вызвано растворением аммиачной селитры (АС), вымыванием ее из зарядов ВВ, а также флегматизацией детонирующего шнура (ДШ) от замокания при длительном нахождении в обводненных скважинах. Каждый час простоя карьера из-за отказа скважинного заряда стоит десятки миллионов рублей, а отказов на предприятиях страны – сотни тысяч в год [40].

Дефицит водоустойчивых ВВ в стране продолжает нарастать ввиду очень ограниченного их количества. Из ассортимента промышленных ВВ, содержащего почти три десятка наименований, неограниченное время пребывания в проточной воде имеет только гранулотол, другие ВВ имеют водоустойчивость, ограниченную несколькими сутками пребывания в воде. Водоустойчивые ВВ на базе гранулотола содержат в своем составе вредный для здоровья человека тринитротолуол. К настоящему времени выполнен значительный объем исследований, направленных на поиск возможностей применения для взрывания обводненных горных пород в 2– раза более дешевых неводоустойчивых аммиачно-селитренных ВВ с широким диапазоном энергии.

В связи с тем, что обводненность горных массивов представляет весьма серьезные затруднения при ведении БВР, меры борьбы с обводненностью скважин и методы повышения водостойкости самих неводоустойчивых ВВ и зарядов из них, включая наряду с известными предложенные нами способы, подробно рассмотрены ранее в [41].

Укрупненная группировка способов рыхления горных пород приведена в табл. 1.1. Она отражает именно основные тенденции рыхления горных пород, не отражая технических и технологических особенностей способов Гл. 1. Современное состояние проблемы подготовки к выемке горных пород на карьерах механического рыхления, поскольку в данной работе рассматривается совершенствование процессов открытых горных работ только на базе взрывного рыхления, не затрагивая механического рыхления горных пород.

Класс способа Механическое рыхление Взрывное рыхление Рыхление пород 1. Бульдозерно-рыхлительные 1. Взрывание на подобранперед выемкой агрегаты: ный забой с наложением вибраций или 3. Взрывание под укрытиями Рыхление пород 1. Экскаваторы: Комбайн стреловой для выв процессе выем- прямого действия емки пород по технологии 1.3. Обобщение и анализ исследований в области буровзрывных работ Все существующие методы управления взрывным дроблением горного массива можно разделить на 5 направлений.

1) изменение количества приложенной энергии взрыва (удельный расход ВВ – q, скорость детонации ВВ – VВВ и время действия продуктов детонации (ПД);

2) изменение параметров сетки расположения взрывных скважин (W, a);

3) управление взрывным нагружением по вертикальным плоскостям массива применением различных схем МКЗВ (диагональные, порядные, 1.3. Обобщение и анализ исследований в области буровзрывных работ врубовые, радиальные и пр.);

4) управление взрывным нагружением по горизонтальным плоскостям массива с помощью различных конструкций скважинных зарядов ВВ (рассредоточенные, комбинированные, с осевыми полостями и пр.);

5) изменение граничных условий по контуру взрываемого объема (взрывание в зажатой среде, с экранированием, под укрытием).

Первые четыре направления весьма широко исследованы, нашли применение при МКЗВ в различных условиях и дают положительные результаты по каждому из направлений. Детальный анализ их преимуществ и недостатков делать нет необходимости, поскольку они широко известны горной общественности, поэтому ограничимся самым общим рассмотрением отдельных преимуществ. Основное внимание уделим пятому направлению как наименее традиционному. Именно там могут быть найдены условия коренного улучшения показателей взрывного разрушения горных пород.

Для интенсивного дробления крепких крупноблочных массивов горных пород Б. Н. Кутузов рекомендует применять мощные ВВ с высокой плотностью (1,4–1,5 г/см3), скоростью детонации более 5,0 км/с и повышенными до 0,8–1,2 кг/м3 удельными расходами ВВ. Это позволит достичь высокой интенсивности взрывного воздействия на отдельности горных пород и придать им высокие скорости соударения (> 17–20 м/с) [42].

При этом следует применять схемы МКЗВ, позволяющие достигать соударения максимального объема разлетающейся при взрыве горной массы.

Для достижения максимально возможного дробления отдельностей и образования в кусках руды скрытой микротрещиноватости, обеспечивающей уменьшение энергозатрат на их последующую переработку, производить микрозамедленное взрывание с интервалами для соседних зарядов в 3 мс и удельным расходом ВВ 1,7–2,5 кг/м3 и более.

Механизм разрушения горных пород определяется величиной и формой взрывного импульса, который характеризуется не только давлением на фронте детонационной волны, но и продолжительностью действия продуктов детонации на разрушаемую среду. Чем больше длительность приложения нагрузки, тем значительнее длина развивающихся трещин и интенсивнее дробление пород. Забойка увеличивает длительность поршневого воздействия продуктов детонации на стенки зарядной полости и первичных радиальных трещин, образовавшихся на границе с зарядной полостью в процессе возникновения и прохождения ударной волны взрыва, что повышает продолжительность взрывного импульса и долю энергии взрыва на дробление. Согласно исследованиям [43] при одинаковой величине импульса взрыва объем общих форм работы взрыва (раскалывание, расчленение, дробление породы на значительном удалении от заряда) тем больГл. 1. Современное состояние проблемы подготовки к выемке горных пород на карьерах ше, чем больше длительность импульса, т. е. чем дольше воздействует давление газов взрыва на стенки зарядной полости. Без забойки происходит излишне мелкое дробление в ближней зоне и крупное дробление в дальней зоне взрыва, поскольку короткий импульс часть энергии взрыва передает на более высоких частотах, которые сильно поглощаются горными породами. В результате – локальное переизмельчение горных пород вблизи заряда и разрушение их в отдельных зонах пониженной прочности вдали от заряда. Поэтому взрывание без забойки более чем вдвое увеличивает выход негабаритных фракций и диаметр среднего куска по сравнению со взрывами при полной забойке [44].

При короткозамедленном взрывании (КЗВ) роль забойки возрастает.

Эффективность воздействия взрывной волны на породу увеличивается в том случае, если порода находится в напряженном состоянии в результате поршневого действия предшествовавшего взрыва смежного заряда. Обеспечивая длительную замкнутость зарядной полости, забойка способствует более полному протеканию вторичных реакций в продуктах детонации и соответственно повышает энергию взрыва; это особенно важно для современных крупнодисперсных ВВ типа гранулитов и граммонитов, у которых значительная доля энергии выделяется в процессе вторичных реакций.

Обеспечиваемое забойкой завершение вторичных реакций дополнительно уменьшает количество ядовитых газов в продуктах детонации в 8–14 раз.

В [45] описан экспериментальный взрыв, при котором в скважине диаметром 230 мм глубиной 13,5 м (при длине перебура в 1 м), пробуренной в известняках с f = 8–11, основной заряд высотой 5 м отделяли воздушным промежутком в 3 м от дополнительного заряда длиной 0,5 м. Над дополнительным зарядом выполняли забойку длиной 1 м, а дальше – 4 м до устья скважины – оставались свободными, без забойки. Выброса забойки не отмечено, дробление значительно улучшилось при том же расходе ВВ по сравнению со сплошным зарядом при длине забойки 8 м. Объем выхода фракции крупностью 200–400 мм уменьшился на 19 %, выход негабарита снизился в семь раз. Таким образом, наличие воздушного промежутка между основным и дополнительным зарядами наряду с перераспределением энергии взрыва и увеличением времени действия взрывного импульса существенно снижает нагрузку на забойку, сохраняя ее до полного разрушения пород в районе скважины.

В [46] показано, что запирание продуктов детонации до момента полного разрушения окружающей породы увеличивает время действия взрыва на среду в 6–7 раз, что позволяет снизить удельный расход ВВ на 30 % при одновременном улучшении качества дробления. Еще более показательны эксперименты на одиночных шпурах диаметром 36 мм, глубиной 2,4 м в породах с f = 14–16 [47]. Без забойки получена полость диаметром 41 мм, 1.3. Обобщение и анализ исследований в области буровзрывных работ объемом 720 см3, с песчано-глинистой забойкой – 43 мм и 1 050 см3, а с быстротвердеющей бетонной забойкой на гипсоглиноземистом расширяющемся цементе – 112 мм и 21 200 см3; средний удельный расход ВВ составил соответственно 1,94 до 1,35 и 0,066 г/см3. При бетонной забойке, сохраняющейся до полного разрушения пород массива, размер разрушенной полости увеличился, а удельный расход ВВ соответственно снизился в 29,4 раза.

В связи с этим активно ведутся работы по поиску путей увеличения времени действия взрывного импульса как за счет конструкции заряда, так и за счет увеличения запирающего действия забойки.

В [48] изложены результаты экспериментальных исследований по взрыванию шпуров глубиной 1,5 м в породах крепостью f = 1–6, причем большинство из них вязкие. В этих условиях стаканы имеют сильно раздутую форму – диаметр шпура увеличивается в 5–7 раз. Эксперименты производили с песчано-глинистой забойкой, деревянными и самозаклинивающимися бетонными пробками, сопоставляя результаты с взрывами без забойки. По сравнению с показателями при взрывании без забойки применение песчано-глинистой забойки, деревянных и бетонных самозаклинивающихся пробок позволило соответственно снизить: удельный расход ВВ – на 12,9, 3,1 и 19,6 %; трудоемкость БВР – на 4,5, 7,9 и 14,6 % и основных операций выемочного цикла – на 10,8, 16,4 и 19,2 %. Улучшение показателей при использовании бетонных самозаклинивающихся пробок автор объясняет их лучшим сопротивлением выталкивающим силам, поскольку с увеличением последних возрастает боковой распор, увеличивающий силу трения между стенками шпура и клиньями забойки.

В [49] предложено запирающее газодинамическое устройство (ЗГДУ), изменяющее режим истечения продуктов детонации через устье шпура или скважины и представляющее собой цилиндр, изготовленный из пластического материала с осевым каналом, имеющим двухконический профиль.

Часть энергии взрыва, уходящая через устье при отсутствии забойки, задерживается в полости взрыва и участвует в процессах нагружения массива в квазистатической стадии.

Эксперименты проводили в породах крепостью f = 3–4 в шпурах диаметром 38 мм. В каждом опыте взрывали 3 шпура по 1,1 м, располагая их через 2–2,2 м с одинаковым зарядом в два патрона аммонита № 6ЖВ, массой 0,2 кг и длиной 0,2 м. Забойка длиной 0,2 м была выполнена ЗГДУ, песчано-глинистой смесью, водяной ампулой. Вели скоростную киносъемку камерой ПУСК-16 с частотой кадров 400 кадров/с. Задержка времени вылета как водяной, так и песчано-глинистой забоек составила от 2, до 15 мс. Начало истечения продуктов детонации (ПД) из шпура с ЗГДУ совпадает с их истечением без забойки, но скорость истечения ниже, что Гл. 1. Современное состояние проблемы подготовки к выемке горных пород на карьерах свидетельствует о фиксации ЗГДУ в шпуре расширением при ударном нагружении его осевого канала продуктами детонации. По мере выгорания канала резко нарастает скорость струи, эффективное время запирания составляет 10 мс.

Эксперимент выполняли и на скважинах диаметром 95 мм с зарядом гранулотола массой 9,5 кг, взрывая их по три одновременно – без забойки, с забойкой породной мелочью и с ЗГДУ. Кроме магистральных трещин между скважинами (максимальная у скважин с ЗГДУ составляет 5–10 см), отмечается зона вертикальных радиальных трещин. У скважин с ЗГДУ наблюдалось 3–5 трещин длиной до 2 м и откол блоков до 0,5 м3, при сплошной забойке – 2–3 трещины до 0,8 м и без забойки 1–2 волосяные трещины длиной до 0,5 м.

Воронка выброса у скважин с ЗГДУ засыпана дробленой породой и имеет характерный диаметр 0,5–1,0 м, при сплошной забойке засыпана дробленой породой незначительно и имеет диаметр 0,4–0,6 м, а без забойки дробление приустьевой части отсутствует. Во всех опытах отмечалась задержка времени истечения ПД из скважин с ЗГДУ по сравнению со скважинами без забойки. При расположении одного фрагмента ЗГДУ у заряда, а другого у дневной поверхности задержка имеет порядок временной задержки у сплошной забойки. Если ближе – показатели хуже. Как в случае шпуров, так и скважин зона разрушающего действия взрыва при использовании ЗГДУ увеличивается на 30–40 %.

Анализируя вышеизложенные материалы, можно сделать следующий вывод. Применение забойки повышенной сопротивляемости выбросу является весьма перспективным направлением повышения эффективности взрывного разрушения горных пород за счет увеличения времени действия взрывного импульса на мерзлый массив. Однако самозаклинивающаяся бетонная пробка, испытанная в [48], не смогла дать ощутимого результата.

Причина, по-нашему мнению, в том, что бетон является хрупким материалом, поэтому при заклинивании имело место разрушение пробки и ее выбрасывало как обычную, насыпную, с той лишь разницей, что появлялось время задержки выброса, вызванное временем разрушения прижатой к стенкам шпура пробки. Этот вывод подтверждается экспериментами с ЗГДУ, при которых происходило частичное запирание продуктов детонации, а повышение качественных показателей было даже выше, чем при бетонной пробке. Следовательно, расклинивающиеся устройства для забойки должны быть вязкими, а не хрупкими и иметь дополнительные возможности к увеличению расклинивающего эффекта.

Наиболее перспективным, по-нашему мнению, является увеличение времени действия взрывного импульса комбинированием преимуществ конструкции зарядов с воздушными промежутками и конструкций расклиОбобщение и анализ исследований в области буровзрывных работ нивающихся устройств для забойки с повышенным сопротивлением выбросу. Тот факт, что в [45] не было отмечено вылета забойки при использовании рассредоточенного заряда и небольшой длины забойки, можно трактовать следующим образом. Дополнительный небольшой заряд при взрыве производит как бы запирание продуктов детонации основного заряда, а продукты детонации этого дополнительного небольшого заряда заперты насыпной забойкой длиной всего в 1 м.

Таким образом, если использовать заряд с воздушным промежутком, существенно снизится нагрузка на забойку и увеличится вероятность эффективного применения забойки на базе различных конструкций с заклиниванием элементов.

В [50] предложена конструкция забойки скважинного заряда на воздушной подушке (с воздушным промежутком между зарядом и забойкой), позволяющая при оптимальном соотношении длины промежутка к длине заряда 0,12–0,43 увеличивать длительность воздействия взрыва на массив, снижать сейсмический эффект в 1,4–2 раза и локализацию ударных воздушных волн в 3–4 раза.

В процессе экспериментов были исследованы различные конструкции забойки в приустьевой части скважин, взрываемых на одну свободную поверхность. Во всех экспериментах применяли фиксированную массу заряда в 21 кг (длина заряда составляла 0,5 м) при изменении глубины скважин от 2 до 4 м. Были отмечены резкие различия интенсивности ударных воздушных волн при различной конструкции забойки – при опытных взрывах зарядов со сплошной забойкой и с забойкой на воздушной подушке различия в давлениях составляли от 3,5 до 4,5 раз. По сейсмическому эффекту различия ниже и составляют от 1,5 до 2 раз.

Забойка, сформированная над зарядом, имеет худшие показатели, чем такая же длина забоечного материала на воздушной подушке.

Подавляющее большинство методов, снижающих сейсмическое и ударно-волновое действие взрыва, приводит к лучшему дроблению массива [51]. Таким образом, снижение сейсмического и ударно-волнового эффекта при взрывании с забойкой на воздушной подушке подтверждает повышение качества дробления пород за счет увеличения КПД взрыва.

Вопросам роли и влияния на разрушение горных пород энергии волн напряжений, продуктов детонации, скорости детонации, концентрации энергии в единице объема зарядной полости большое внимание уделяли проф. А. Н. Ханукаев [52], Г. П. Демидюк [53]. Они стояли у истоков разработки и применения отечественных водосодержащих ВВ типа горячельющихся (ГЛВВ) и ифзанитов. На смену им пришли более водоустойчивые суспензионные и эмульсионные ВВ.

Гл. 1. Современное состояние проблемы подготовки к выемке горных пород на карьерах Наибольший эффект в снижении как негабаритных, так и мелких фракций достигается применением врубовых, диагонально-врубовых, диагонально-кольцевых и других комбинированных схем КЗВ. Целесообразно нарушение монотонности и использование схем КЗВ с различными интервалами замедления, чем достигается совместный эффект взрывного и механического дробления [54].

Как показывают исследования, в отраслях горной промышленности не только улучшение, но даже сохранение современного уровня техникоэкономических показателей невозможно, если ориентироваться на известные технологические, технические и организационные решения. Требуется создать технологию и технику добычи и первичной переработки полезных ископаемых, которые с учетом изменений в горно-геологических условиях эксплуатации месторождений и структуре экономики обеспечили бы потребности народного хозяйства в минеральном сырье не при относительном, а при абсолютном улучшении технико-экономических показателей минерально-сырьевого комплекса, резко уменьшили нагрузку на окружающую среду [55].

В последние годы начало складываться крупное научное направление, связанное с формированием и использованием методологии технического творчества, и получены заметные практические результаты при создании принципиально новых производственных решений с применением теории преобразований.

Высокие и вместе с тем устойчивые темпы развития экономики на длительный период времени могут базироваться только на коренном преобразовании производства. Необходимо в принципе перестроить большинство технологических процессов в направлении малооперационности, безотходности и поточности.

Нельзя кардинально решить проблему радикального повышения эффективности открытого способа добычи полезных ископаемых, не сломав сложившейся на протяжении многих лет тенденции экстенсивного развития, которая выражается сегодня и прогнозируется на перспективу как тенденция технического гигантизма. В частности, при традиционном способе предусматривается увеличение глубины карьеров до 700 м, диаметра взрывных скважин до 460 мм, вместимости ковша горных экскаваторов до 35 м3, грузоподъемности автосамосвалов до 200 т. С точки зрения интересов будущего – это пагубный путь [56].

О. Б. Кортелев подчеркивает, что экстенсивный путь развития добычи угля за счет приобретения более мощного оборудования и привлечения дополнительных людских ресурсов не приводит к принципиальному изменению технологии горных работ [57].

Повышение глубины открытых горных работ определяет ряд новых 1.3. Обобщение и анализ исследований в области буровзрывных работ требований к ведению взрывных работ в условиях сокращения ширины рабочих площадок, затрудняющих реализацию традиционно сложившихся тенденций развития буровзрывных работ, в частности, возможность ведения хорошо зарекомендовавшего себя МКЗВ. Эти условия требуют пересмотра сложившихся тенденций в параметрах взрывных работ (увеличение диаметра взрывных скважин, общей массы зарядов ВВ, масштаба взрыва, сохранение соответствия высоты взрываемого уступа высоте черпания экскаватора).

Учитывая необходимость сохранения МКЗВ даже в условиях снижения ширины рабочих площадок, В. Н. Мосинец рекомендует при увеличении глубины карьера применять скважинные заряды меньшего диаметра – до 150–160 мм вместо 270–320 мм [58]. В этом случае реализуется возможность высокоскоростного нагружения трещиноватых горных пород карьера, что позволяет разрушать их в наиболее оптимальном энергетическом режиме.

Необходимость уменьшения диаметра взрывных скважин с 270–450 до 90–110 мм при рациональном их размещении в массиве подтверждается лабораторными экспериментами Б. Р. Ракишева. Он показал, что на равных расстояниях от заряда скорость развития трещин в горной породе от зарядов меньшего диаметра выше, чем от зарядов большего диаметра, за счет чего и улучшение качества дробления зарядами малого диаметра [59].

В [46] также подтверждается, что на одинаковых приведенных расстояниях диаметр среднего куска dср растет пропорционально масштабу взрыва. Поэтому для достижения более качественного дробления с ростом масштабов взрывов надо не увеличивать, а уменьшать диаметр скважин dс, несоблюдение этого условия и обусловливает непрерывное повышение величины q. При малом dс в массиве реализуется высокая скорость нагружения горных пород при уменьшении длины волны напряжений, что обеспечивает развивающимся трещинам скорость волн Рэлея и на этой основе – улучшение качества дробления.

Следовательно, на глубоких карьерах снижение dс является необходимым условием успешного ведения взрывных работ.

Все массивы разбиты трещинами различного направления, ширины и частоты. Волны напряжений, распространяющиеся от взрываемых зарядов, проходят через эти трещины с различной степенью передачи энергии на границе раздела (от 1 до 0). Исследования взаимодействия взрыва с трещиноватым массивом на моделях показали, что при контактном взрывном воздействии на ближайшие отдельности они разрушаются на большое число частей; отдельности, расположенные за трещинами, разрушаются на небольшое число частей (3–5), а при достаточной ширине трещины могут просто отбрасываться без разрушения [43]. Поэтому для интенсивного Гл. 1. Современное состояние проблемы подготовки к выемке горных пород на карьерах дробления крепких крупноблочных массивов целесообразно уменьшение диаметров взрывных скважин и параметров сетки их расположения, что позволит пробурить в каждый крупный блок горной породы скважину и обеспечить контактное взрывное воздействие. Так, применение в трудно взрываемых породах наклонных скважин диаметром 90–110 мм позволило уменьшить выход негабарита в 2,6–3,3 раза, повысить выход фракции объемом до 0,5 м3 в 1,7–1,9 раза и обеспечить создание ненарушенного откоса уступа под заданным углом [59].

Взрывание в зажатой среде уменьшает боковое смещение взрываемого массива в период разрушения. Подпор из неубранной горной массы способствует увеличению продолжительности действия взрыва на массив и уменьшению затрат энергии ВВ на метательное действие, что повышает КПД взрыва на дробление. Наглядно это подтверждает табл. 1.2 [28].

Влияние подпорной стенки на показатели взрывания пород Качество дробления пород и ширина развала при взрыве в зажатой среде значительно зависят от характера и ширины подпорной стенки. Поэтому основной задачей расчета при этом способе является определение оптимальной ширины подпорной стенки и ширины развала горной массы после взрыва. На практике ширину подпорной стенки определяют по графику, построенному на основе результатов большого количества экспериментов и промышленных взрывов в породах с различными физико-механическими свойствами. Для технологических схем с совместной отбойкой руд и пород в условиях глубокого зажима рассчитывается мощность ранее взорванных пород, которая должны быть не менее где mб – мощность "буфера", м; W – линия сопротивления по подошве уступа, м;

Кp – коэффициент разрыхления руд (пород); – угол откоса уступа, градус.

Резкое снижение потерь и разубоживания полезного ископаемого, формируемых прежде всего в процессе производства взрывных работ, достаточно эффективно решается на основе применения технологии взрывания рудных уступов с сохранением геологической структуры массива. Это 1.3. Обобщение и анализ исследований в области буровзрывных работ достигается при взрывании не менее шести-семи рядов скважин глубиной 12–17 м, расположенных по сетке 8 х 8 м. Перед взрываемым уступом сохраняется "подушка" мощностью 10–15 м из горной массы от предыдущего взрыва [58].

Таким образом, взрывание в зажатой среде имеет весьма существенные преимущества: уменьшенный развал горной массы, повышенное качество дробления, сохранение первичной геологической структуры. Однако имеются не менее существенные недостатки: наличие широких рабочих площадок уступов для размещения нескольких рядов скважинных зарядов и взорванной горной массы в виде подпорной стенки, а также "замораживание" средств на ее создание.

Эти недостатки особенно ощутимы в современных рыночных условиях, прежде всего для глубоких карьеров, и полностью перекрывают все преимущества.

Все более широкое применение в практике работы горных предприятий находит контурное взрывание, применяемое в гидротехническом строительстве для обеспечения сохранности массива горных пород [60]. Контурное взрывание позволяет избежать нарушения скального массива горных пород за пределами проектного контура, обеспечить получение более крутых и устойчивых откосов уступов и бортов.

В основном применяют два метода: предварительное щелеобразование и завершающее контурное взрывание. При предварительном щелеобразовании по проектному контуру бурят ряд сближенных скважин обычно меньшего, чем взрывные скважины, диаметра (100–160 мм), затем заряжают их гирляндами из патронов аммонита № 6ЖВ диаметром 32 мм, рассредоточенными или шланговыми зарядами и взрывают их до производства массового взрыва в приконтурной зоне или совместно, но с опережением на 50–100 мс. Завершающее контурное взрывание применяют при постановке бортов или уступов в устойчивое положение.

Расстояние между скважинами при контурном взрывании где а – расстояние между скважинами в ряду, м; dз – диаметр заряда, м; кз – коэффициент зажима, кз = 0,85 при полном зажиме, кз = 1 при числе рядов скважин рыхления более 3 и при контурной отбойке, кз = 1,1 при меньшем числе рядов скважин; ку – коэффициент геологических условий, при отсутствии ярко выраженной трещиноватости ку = 1, если угол залегания 90о, ку = 0,90, если угол 20–70о ку = 0,85, при горизонтальном залегании и при совпадении геологических плоскостей ку = 1,15.

Глубина контурных скважин должна быть на 10 dз больше глубины скважин рыхления. Расстояние между контурными скважинами и скважинами рыхления по подошве должно быть не менее (10–20)dз. По данным Гидроспецстроя при диаметре скважин 105 мм расстояние между скважиГл. 1. Современное состояние проблемы подготовки к выемке горных пород на карьерах нами следует принимать равным 0,6–0,9 м, а линейную плотность заряда – 0,3–0,7 кг/м. Переход на создание отрезной щели с использованием скважин большого диаметра позволил увеличить расстояние между ними до 2,5–3,5 м, а линейную массу заряда в них – до 3–4 кг/м. Исследованиями Б. Н. Заровняева [61] установлено, что при наличии зародышей трещин расстояние между контурными скважинами может быть увеличено практически вдвое.

В технологических схемах с раздельной взрывной отбойкой руд и вмещающих пород, а также в схеме с созданием экранирующего слоя по контакту рудного тела определяющими параметрами взрывных работ являются соответственно параметры отбойки приконтактной ленты пород или руд и параметры создания экранирующего слоя, включающие диаметр контурного заряда, линейную плотность заряжания контурных скважин и расстояние между ними в ряду. Время формирования экранирующей щели находится в пределах 60–100 мс.

Для упрощения работ по взрывной раздельной отбойке контурное взрывание целесообразно проводить заблаговременно, до обуривания приконтактной ленты горных пород.

Принципиально важным моментом, на который мало обращают внимание исследователи, является то, что сохранение защищаемого контурной щелью массива осуществляется за счет значительного, а при определенных размерах щели и полного отражения энергии волны напряжений от щели во взрываемый объем. Отраженная от открытых поверхностей (контурная щель также является открытой поверхностью при достаточной ее ширине) волна сжатия преобразуется в волну растяжения. Эта энергия расходуется на дополнительное дробление пород в объеме, ограниченном контурной щелью [21]. По остальным направлениям энергия взрыва рассеивается в виде сейсмических колебаний. Следовательно, чем больше свободных поверхностей имеет взрываемый объем горных пород, тем большее количество энергии взрыва используется на дробление.

Взрывание с экранированием слоем взорванной горной породы позволяет отразить в основной объем разрушения до 25 % энергии волны, 67–72 % энергии теряется в разрушенной породе экрана и лишь 8–10 % энергии волны проходит через него в виде сейсмических колебаний [21].

По мере увеличения удельного расхода ВВ при создании экранирующего слоя эффективность его растет. Г. Н. Добровольский обеспечивал повышение доли энергии взрыва на дробление многолетнемерзлых пород созданием экранов вокруг взрываемых скважинных зарядов [62]. В силу сложной ситуационной обстановки (инженерные сооружения, магистральные дороги государственного значения, исторические памятники) из-за вредных проявлений взрыва (сейсмическое действие, ударная воздушная волна, 1.4. Предпосылки перехода к новой технологии взрывного рыхления горных пород разлет осколков породы) инспекторскими органами может быть запрещено ведение взрывных работ.

В этих условиях может оказаться эффективным взрывание под укрытием, широко используемое при проведении взрывных работ в стесненных условиях – вблизи зданий, сооружений, при проведении дорог в городских условиях и в других условиях [63], поскольку при таком способе ведения взрывных работ исключается разлет кусков взорванной горной массы.

Усложнение условий эксплуатации действующих месторождений, возникновение дополнительных экономических и экологических ограничений вызывают необходимость формирования нового технического облика горнодобывающей отрасли на принципиально иных научных основах.

Рассматривая в целом методы и средства ведения взрывных работ, можно сделать вывод о том, что имеются все предпосылки для создания принципиально новой технологии.

Эта технология должна объединить преимущества традиционных технологий (качественное дробление при минимальном воздействии на окружающую среду) и уменьшить их недостатки (широкие рабочие площадки, омертвление средств на создание подпорных стенок из горной массы). Тогда она будет широко применяться как на глубоких карьерах с малыми размерами рабочих площадок, так и на малых карьерах в случае ведения взрывных работ в стесненных условиях.

1.4. Предпосылки перехода к новой технологии взрывного рыхления скальных горных пород Анализ современного состояния буровзрывных работ показывает, что за последние 10–15 лет проделан значительный объем исследований по совершенствованию параметров разрушения горных пород взрывом. Однако, как указывают акад. Е. И. Шемякин и проф. Б. Н. Кутузов, несмотря на определенные достижения теории, техники и технологии в этой области, коренных сдвигов сделано досадно мало [64]. Весь комплекс исследований по этому направлению предлагается разделить на блоки: горный массив, взрывчатые вещества и средства инициирования, систему управления взаимодействием взрыва системы зарядов ВВ с массивом горных пород.

А отсюда и техника, и технология выполнения массового взрыва и, наконец, обеспечение безопасности и максимальной экологической чистоты выполнения работ.

Гл. 1. Современное состояние проблемы подготовки к выемке горных пород на карьерах Одна из задач горной науки – принятие оптимальных решений, обеспечивающих эффективность, экологичность и безопасность труда горняков на основе качественного изучения объектов исследования. Некоторый опыт количественного решения задач накоплен на стыке наук – в физике горных пород, теории их разрушения [65]. Основой "технологии" – ключевого понятия горного дела – является "ноу-хау". Это система деятельности, т. е. искусство человека, его навыки, умение, знание, методика ведения работ; инструментальная система (инструменты, машины, транспортные коммуникации); система управления и информационная среда, в которой эта деятельность осуществляется. Применяемая технология должна обеспечивать экологичность (минимальную нагрузку на окружающую среду), максимальный комфорт производства, решение трудных социальных вопросов жизнедеятельности горняков.

Предмет технических наук – преобразование, совершенствование производства. Преобразования в технологии и технике имеют место всегда.

Однако в зависимости от содержания и результативности они в разной степени соответствуют целям совершенствования производства, обеспечивают либо экстенсивный, либо интенсивный путь развития производства.

Существуют 4 вида преобразований, имеющих различное содержание и соответствующую ему результативность [66].

Первый вид включает в себя создание новых фундаментальных структур или установление новых областей применения. Достигаемое повышение искомой эффективности – 10–100 раз и более.

Второй вид включает в себя преобразования на основе использования новых принципов. Достигаемое при этом повышение эффективности составляет 2–10 раз.

К третьему виду относится преобразование конструктивных решений в рамках известных принципов, характерное для них повышение эффективности –10–50 %. Например, комплексное использование минерального сырья снижает на 30–40 % объемы выемки горной массы.

Четвертый вид преобразований основывается на определении оптимальных (расчетных) значений заданного (либо созданного) технического решения, когда параметры технического средства рассчитываются либо оптимизируются взамен принятия решений по опыту, либо по так называемым конструктивным соображениям.

Статистика свидетельствует: 95 % заявок на изобретения подаются по решениям, относящимся к 3-му и 4-му видам, хотя суммарный экономический эффект от внедрения преобразований 1-го и 2-го видов в несколько раз превышает суммарный экономический эффект от внедрения преобразований 3-го и 4-го видов. Задача научных работников видится в создании 1.4. Предпосылки перехода к новой технологии взрывного рыхления горных пород и совершенствовании методов интенсивного инженерного творчества для первого вида преобразований, создании методов преобразования технологий, относящихся к 1-му и 2-му видам.

Принципиальные уровни технологий:

1-й уровень, соответствующий отдельному горному предприятию;

2-й уровень, охватывающий несколько отраслей добывающей и перерабатывающей промышленности;

3-й уровень, оказывающий влияние на функциональную и экономическую структуру всего народного хозяйства, его экономику и экологию.

Исходя из этих посылок, можно сделать вывод о том, что проведенные различными исследователями (включая наши исследования) работы по совершенствованию взрывной отбойки скальных горных пород не превышают, как правило, третьего вида преобразований и первого уровня технологий, поэтому и нет качественного скачка в промышленности. Необходим переход к технологиям взрывной подготовки крепких скальных горных пород к выемке второго вида и второго уровня, а для этого должна быть разработана технология с принципиально иным, совершенно нетрадиционным подходом к ведению буровзрывных работ.

Буровзрывные работы на карьерах ведут неаккуратно – при каждом крупном массовом взрыве возникают огромные пылегазовые выбросы, распространяющиеся на десятки километров по земной поверхности, происходит достаточно мощное сейсмическое воздействие на здания и сооружения как в самом карьере, так и в непосредственной близости от него, ударные воздушные волны и разлетающиеся куски горной массы наносят иногда серьезный урон технике. Противоположный пример – аккуратное ведение взрывных работ специальными методами под укрытиями при сварке, резке и штамповке металлов энергией взрыва, разделке фундаментов от различных сооружений внутри производственных помещений.

Можно отметить и аккуратность выполнения взрывных работ при валке дымовых труб и других высотных сооружений в условиях тесной застройки населенных пунктов.

Идея аккуратного разрушения горных пород на карьерах взрывом зарядов рыхления в шпурах или скважинах под укрытием впервые была выдвинута проф. Г. В. Секисовым. Ввиду существенного влияния буровзрывных работ на все технологические процессы открытых горных работ и основные геометрические параметры карьера (см. рис. 1.1) такая технология взрывной отбойки позволит радикально преобразовать технологию и параметры открытой разработки месторождений скального типа в целом.

В частности, на ее основе можно обеспечить:

Гл. 1. Современное состояние проблемы подготовки к выемке горных пород на карьерах уменьшение ширины рабочих площадок исключением развала горной массы;

качественное дробление горной массы в зажиме, что позволит перейти на поточную технологию горных работ и обеспечить высокую эффективность селективной выемки;

кардинальное уменьшение объемов единовременно взрываемых зарядов ВВ и на этой основе – снижение вероятности отказов;

переход на поточное ежесменное взрывание у каждого экскаватора небольших объемов горной массы, достаточных для сменной загрузки, не прерывая другие технологические процессы и не останавливая работу карьера в целом.

Переход к аккуратному взрыванию под укрытием на карьерах потребует уменьшения общих объемов массовых взрывов и массы единичных зарядов. Но большие объемы массовых взрывов потому и применяют, чтобы попытаться снизить их негативное влияние. Большинство же исследователей по разным причинам предлагают именно такой путь – уменьшение как единовременно взрываемых объемов горной массы, так и диаметров взрываемых зарядов.

УПРАВЛЯЮЩИЕ ВОЗДЕЙСТВИЯ

СОВРЕМЕННЫЙ УРОВЕНЬ ВЗРЫВНЫХ РАБОТ

ПОД УКРЫТИЯМИ

Основные виды взрывных работ, при производстве которых применяют укрытия [67]:

– планировка строительных площадок;

– рыхление мерзлоты;

– устройство канав, котлованов, траншей;

– разделка фундаментов;

– обрушение зданий, сооружений;

– разборка “козлов” и шлаковых настылей в домнах и мартенах.

В проекте на производство взрывных работ, исходя из характера предстоящих взрывных работ, дополнительно обосновываются тип укрытия, его размеры и конструкция, а также механизмы для его установки, расчет параметров зарядов ВВ и число взрываемых зарядов, дополнительные меры безопасности.

Применяемые укрытия должны полностью исключить повреждения охраняемых объектов от действия УВВ и разлета кусков за пределами опасной зоны. Заряды при взрывании под укрытиями должны рассчитываться только на рыхление.

Обязательным испытаниям перед использованием на промышленных взрывах подлежат укрытия арочного и коробчатого типа, все виды локализаторов, а также плоские укрытия (сплошные и газопроницаемые), имеющие сварные соединения. Испытания заключаются в трехкратном взрывании зарядов максимальной расчетной массы при минимальной глубине их заложения и проводятся на полигоне или на месте производства взрывных Гл. 2. Современный уровень взрывных работ под укрытиями работ. При испытаниях у укрытий не должно быть повреждений, опрокидываний и превышения установленных радиусов опасных зон по разлету осколков и действию УВВ. В акте по данным испытаний делается вывод о пригодности укрытий к использованию.

Укрытия могут классифицироваться по многим признакам и показателям: по материалам для изготовления, конструктивному исполнению, дальности разлета осколков и другим отдельным признакам, но объединяющей классификации мы не обнаружили.

Поэтому предлагается многоуровневая классификация (рис. 2.1), подразделяющая укрытия по способу их применения (уровень 1), по способу доставки к месту работ (уровень 2), по принципу работы укрытия (уровень 3), по их конструктивному исполнению (уровень 4) и по материалу укрытия (уровень 5).

По первому уровню укрытия можно разделить на три основных класса:

– одноразовые, т. е. изготавливаемые на месте производства работ каждый раз заново (1а);

– устройства многоразового пользования: переставные (1б) и передвижные (1в).

По второму уровню укрытия могут доставляться к месту работ:

– плоские конструкции – в собранном виде на транспортных средствах, например, при многократном использовании щитовых изделий их перевозят на автомобилях, тракторных санях и т. п. (2а);

– отдельные детали многоразового использования от прежнего места взрыва перевозят на транспортных средствах и из них снова собирают укрытие (2б);

– сложные пространственные конструкции (например, укрытия типа “домик”) буксируют к новому месту работ в неизменном виде тракторами на санях, катках, колесах и иных основаниях (2в).

По третьему уровню укрытия могут быть сплошными (3а), они применяются на горизонтальных, наклонных и вертикальных поверхностях, располагают их на некотором расстоянии от укрываемой поверхности, и газопроницаемыми (3б), которые применяются, главным образом, при углах наклона не более 20–25 и располагаются непосредственно на поверхности.

По четвертому уровню укрытия могут быть выполнены плоскими в виде насыпей различной формы (4а), а также в виде щитов (4б) на горизонтальных, наклонных и вертикальных поверхностях.