622 235 Ракишев Б.Р., Мухамеджанов Е.Б., Ауэзова А.М

Взрывное дело. - 2009. - Вып. 102(59). - С. 81-90.
УДК 622 233: 622 235
Ракишев Б.Р., Мухамеджанов Е.Б., Ауэзова А.М.
Казахский национальный технический университет имени К.И.Сатпаева
РАЦИОНАЛЬНЫЕ ПАРАМЕТРЫ РАСПОЛОЖЕНИЯ
ЗАРЯДОВ В УСТУПЕ
Обоснован принцип рационального расположения скважинных зарядов в
массиве пород. На его основе разработана методика определения
рациональных параметров буровзрывных работ на карьерах.
Ключевые слова: порода, упругие и прочностные свойства пород, взрыв
скважинных зарядов, характеристики ВВ, параметры расположения зарядов.
Исходные данные для проектирования параметров массового взрыва;
размеры взрываемого блока массива пород: длина (L), ширина (В), высота (Н);
структурные характеристики (трещиноватость, гранулометрический состав
естественных отдельностей в массиве р(х1), р(х2),…р(хn), средний диаметр
естественных отдельностей dе), упругие (плотность о, скорость звука с,
коэффициент Пуассона ) и прочностные свойства пород (предел прочности на
сжатие сж, предел прочности на растяжение р); характеристики применяемого
типа ВВ (плотность  вв , скорость детонации Д, начальное давление продуктов
детонации (ПД) Рн).
Необходимо спроектировать параметры пространственного размещения
зарядов ВВ во взрываемом блоке: диаметр скважины dо, линию сопротивления
по подошве уступа W, расстояние между скважинами а, расстояние между
рядами скважин ар, длину заряда l1 в скважине, длину заряда h3 над уровнем
подошвы уступа, длину незаряженной части скважины l2, длину перебура lп,
длину воздушного промежутка hв.n, массу заряда m в скважине, схему, время
замедления между разновременно взрываемыми группами зарядов ВВ , и
конечные результаты взрыва: гранулометрический состав взорванной горной
массы р(х1), р(х2),…р(хn), геометрические размеры развала пород: ее ширину
Вр, ширину отброшенной части развала Во, высоту развала в месте его
пересечения с линией откоса Но, высоту развала у линии отрыва Н1,
максимальную высоту развала Нр, коэффициент разрыхления kр пород в
развале, размещение фиксированных элементов блока G(yk, zk) в развале.
Структурная связь между перечисленными выше характеристиками
взрываемого блока, источника взрыва ВВ и взорванной горной массы наглядно
представлена на схеме преобразования массива пород в разрыхленное
состояние (рис. 1).
Она способствует обоснованному проектированию
параметров буровзрывных работ.
Диаметр скважины по своей значимости является вторым, после высоты
уступа, элементом буровзрывных работ, так как он совместно с
характеристиками выбранного типа ВВ предопределяет основные размеры зон
1
дробления и итоговые показатели всего цикла. Диаметр скважин
устанавливается выбранным типом бурового оборудования. Остальные
параметры расположения зарядов в уступе раскрываются на основе
рассмотрения объема породы, активно раздробленного одним скважинным
зарядом.
L, B, H
р(х1), р(х2), … , р(хn)
de, o, c, , сж, р, Pc
Bp, Bo, Ho, H1, Hp,
р(х1), р(х2),…, р(хn),
kp, G(уk, zk)
вв, m, D, Рн,
do, l1, h3, l2, lп,
W, a, ap, 
Рис. 1. Схема преобразования массива пород под действием взрыва ВВ
Объем всей активно раздробленной породы на один скважинный заряд
составляет [1,2]:
Vдр  (1  k 1  k 2 )r12 (h з  r2 ) ,
(1)
где k1 — коэффициент, учитывающий долю разрушенного объема за счет
отраженной волны растяжения (зависит от упругих и структурных свойств
пород в массиве); k2 — коэффициент, учитывающий долю разрушения за счет
вспучивающего действия взрыва (зависит от условий взрывания.
Поделив это выражение на величину объема породы (WaH), отбиваемого
одним зарядом, получим относительный объем активно разрушенной части
массива для скважин первого ряда:
Vдр  (1  k )
r1 2r1 h 3  r2


 1.
2W a
H
(2)
Неравенство (2) представляет собой принцип рационального размещения
заряда ВВ во взрываемом массиве.
Предельный радиус полости ( rпр ), радиусы зон мелкого дробления (r2) и
радиальных трещин (r1) определяются из уравнений [1,2]:
rпр  (Р н / Р с )
1/ 4
  с2
, r2  rпр  о
 5 сж
1/ 2




, r1  r2
  сж
.
1   р
(3)
В свою очередь:
 0с 2
Р с   сж 
 5 сж




1/ 4
2
, Pн = 1/8ввD .
(4)
Из принципа рационального размещения заряда ВВ во взрываемом
массиве (2) следует: для того, чтобы весь отбиваемый объем был активно
2
раздроблен, каждый из трех сомножителей в отдельности должен приблизиться
к единице. При этом величина (1+k) по смыслу постоянной k должна быть
разбита на две составляющие с показателями, равными долям свободной
поверхности, приходящихся на зоны разрушения в нижней и верхней частях
уступа. Учитывая, что эти доли составляют примерно 1/3 и 2/3 получим:
(1  k )1 / 3
r1
 1,
2W
2r1
1 ,
a
(1  k ) 2 / 3
h 3  r2
1.
H
(5)
Для скважин первого ряда k=1.
Наблюдаемое на практике увеличение ЛСПП с увеличением высоты
уступа от 10 до 20м при заданном диаметре скважин учитывается масштабным
эффектом, оцениваемым поправкой (Н/2r1)1/3.
Тогда, для линии сопротивления по подошве уступа из первого
соотношения (5) имеем:
1/ 3
Н
W   
 r1 
r1
.
2
(6)
Из второго соотношения (5) с учетом масштабного эффекта получим
выражение для расстояния между скважинами в ряду:
 Н

a  
2
r
 1
1/ 4
2r1 .
(7)
Из третьего соотношения (5) вытекает выражение для длины заряда над
уровнем подошвы уступа:
h 3  0,64H - r2.
(8)
Длину незаряженной части скважины с учетом масштабного эффекта
можно принять равной:
1/ 4
Н
l2   
 2r1 
(r1  1,5r2 ) .
(9)
Что касается роли забойки, то она, как известно, предотвращает потери
энергии в процессе детонации заряда ВВ, обеспечивая как полноту детонации
ВВ, так и высвобождение максимальной доли его потенциальной энергии.
Полное протекание взрыва увеличивает длительность воздействия взрыва на
массив. Забойка предотвращает разброс кусков пород на большие расстояния.
Поэтому применение плотной забойки, способствующей обеспечению
3
замкнутости зарядной полости в течение первой стадии взрыва, является
обязательным звеном технологии взрывных работ.
Перебур скважин предназначен для предотвращения краевого эффекта
действия взрыва на уровне подошвы уступа при отсутствии перебура (рис. 2).
Цифрой 1 обозначен неразрушенный участок породы на уровне подошвы
уступа при отсутствии перебура. Для полного вовлечения пород указанного
участка в зону интенсивного разрушения, т.е. для обеспечения хорошей
проработки подошвы уступа, длина перебура (рис. 2) должна удовлетворить
условию:
lп  r1  r2 .
а
а)
r1
(10)
а
б)
r1
r2
r2
Н
H
l1
l1
r2
ln
r1
r1
r2
1
r1
r1
r1
Рис. 2. Схемы разрушения массива при отсутствии (а) и наличии
(б) перебура: 1 – неразрушенный участок на уровне подошвы уступа
Длина заряда в скважине
l1  h 3  ln  lc  l2 ,
(11)
где lс– глубина скважины.
Из условия наибольшего использования вместимости скважины масса
заряда в скважине
Q  p(lc  h в.п. - l 2 ) ,
(12)
где р – вместимость единицы длины скважины.
Расчетный удельный расход ВВ устанавливается тривиальным соотношением
4
qp 
Q
.
WaH
(13)
Для второго и последующего рядов W = ap,
Конструкция заряда ВВ в скважине является одним из главных средств
усиления эффекта взрыва в среде. При зарядах с воздушными промежутками
увеличивается длительность воздействия взрыва на массив, без уменьшения
радиуса зоны радиальных трещин увеличивается высота этой зоны за счет
длины воздушного промежутка. Тем самым возрастает объем зоны активного
дробления. Этот способ дает наилучшие результаты в сочетании с
многорядным КЗВ.
Поскольку цилиндрическое поле напряжений создается при отношении
длины к диаметру заряда около 15, то число частей зарядов в скважине может
быть найдено из выражения
n3 
H  ln  l2
.
15d o
(14)
Для сохранения непрерывности дробления по высоте уступа длину
воздушного промежутка между соседними частями заряда следует принимать
равной или несколько меньше радиуса зоны раздавливания:
h в . п.  r 2 .
(15)
С увеличением числа рядов скважин улучшается качество дробления,
пород главным образом, за счет возрастания объема зоны активного дробления.
Кроме того, при многорядном КЗВ создаются более благоприятные условия для
работы горно-транспортного оборудования.
Явное преимущество многорядного КЗВ выявляется при n>2.
Расстояние между рядами скважин принимается равным расстоянию
между ними в ряду, т. е.
ap  a .
(16)
При короткозамедленном взрывании по сравнению с мгновенным
улучшается степень дробления пород. Лучший результат достигается в тех
схемах КЗВ, в которых наибольшее число зарядов взрывается разновременно.
При этом направления движения пород должно быть перпендикулярно
направлению господствующей системы трещин. Для конкретных условий
проектирования при выборе схем замедления следует исходить не только из
степени дробления, но и из условий управления параметрами развала, а так же
технической возможности реализации этих схем и т.д.
Интервал замедления между разновременно взрываемыми рядами
обусловливается временем отрыва предыдущего слоя от массива и
определяется по зависимости
5
  r1 / u  a / 2u ,
(17)
где u – средняя скорость перемещения границы раздела породо-продукты
детонации.
Для наиболее распространенного ВВ со скоростью детонации D=4000 м/с
средняя скорость перемещения границы раздела составляет 140 м/с 3, т.е.
u  0,035D .
(18)
u  u ст D / D ст ,
(19)
Для любого другого ВВ
где D – скорость детонации применяемого ВВ.
При взрывании с подпорной стенкой необходимо учесть пригрузку от
массы неубранной породы, что может быть осуществлено за счет уменьшения
ЛСПП первого ряда. В целях обеспечения нормальной проработки подошвы
уступа следует применять более мощные ВВ, чем при взрывании на свободную
поверхность.
Детонационные и энергетические характеристики ВВ совместно с
диаметром заряда обусловливают качество дробления взорванных пород. При
этом мерой прорабатываемости подошвы уступа может служить величина
предельного относительного радиуса полости – интегральная характеристика
разрушающего действия взрыва ВВ в среде. Качественная проработка подошвы
обеспечивается при rпр  1,3 .
Проиллюстрируем применение метода расчета параметров расположения
заряда в уступе в конкретных условиях.
Пример. Взрываемый уступ высотой Н=15м сложен вторичными
кварцитами из эффузивных порфиров. Характеристики пород: ρ0=2770 кг/м3,
с=5200 м/с, σсж=133, σр=15,2 МПа [Па=Н/м2=кг/(мс2)], ν=0,3, применяемого ВВ:
ρвв= 930кг/м3, D=4000м/с.
Решение.
Прочностная характеристика пород по первой из формул (4)
1/ 4
2
6  2770  5200 

Р с  133  10 
6
133

10


 648  10 6 Па.
Начальное давление ПД по второй из формул (4)
1
Pн   930  4000 2  1860  10 6 Па
8
6
Предельный радиус полости по первой из формул (3):
rпр  0,125(1860 / 648)1/ 4  1,30 м.
Радиусы зон раздавливания и радиальных трещин в соответствии с
формулами (3):
1/ 2
 о с 2
r2  rпр 
 5 сж
1/ 2

 2770  5200 2 
  1,30  0,125
  1,72 м,
6

5

133

10



  сж
0,3 133
r1  r2
 1,3  0,125

 3,47 м.
1   р
1,3 15,2
Линия сопротивления на подошве уступа для скважин первого ряда
согласно (6)
 15 
W 

 3,47 
13
3,14  3,47
 9,2 м , причем W  9,5 м.
2
Расстояние между скважинами в соответствии (7)
14
 15 
a 
 2  3,47  8,5 .
 3,47 
Длина незаряженной части скважин согласно (9)
14
 15 
l2  
 6,05  7,33 м, примем l2=7,5м.
 3,47 
Перебур скважин в соответствии с (10)
lп  3,47  1,72  1,8 м, примем lп=2м.
Число частей зарядов в скважине согласно (14)
n3 
15  2  7.5
 1,9 , примем n3=2.
3,75
Длина воздушного промежутка в соответствии с (15).
h в.п.  1,72 . Примем h в.п.  1,5 м.
Масса заряда в скважине согласно (12)
Q  45(17  7,5)  427 кг, примем Q=430 кг.
7
Удельный расход ВВ в соответствии с (13) при однорядным взрывании:
q 
430
3
 0,355 кг/м .
9,5  8,5  15
При четырехрядном взрывании:
qp 
1720
3
 0,385 кг/м .
(9,5  25,5)8,5  15
Интервал замедления между разновременно взрываемыми зарядами
согласно (17)
  4,25 /140  0,030 с.
Для обеспечения хорошего качества дробления пород можно остановится
на диагональной схеме замедления.
Как видно, найденные по предлагаемой методике параметры
расположения зарядов в уступе полностью соответствуют данным передового
опыта горных работ предприятий [3,4].
Компьютерная
программа
автоматизированного
проектирования
расположения зарядов в массиве пород, разработанная на основе изложенной
методики, хранится в архиве кафедры открытых горных работ Казахского
национального технического университета имени К.И.Сатпаева.
БИБЛИОГРАФИЧЕСКИЙ СПИСОК
1. Ракишев Б.Р. Прогнозирование технологических параметров взорванных пород на
карьерах. Алматы: Наука, 1983. 240 с.
2. Ракишев Б.Р. Автоматизированное проектирование параметров и результатов массовых
взрывов на карьерах: учеб. пособие. Алматы: КазНТУ, 2008. 125с.
3. Репин Н.Я. Подготовка и экскавация вскрышных пород угольных разрезов. М.: Недра,
1978. 256 с.
4. Справочник. Открытые горные работы. /К.Н.Трубецкой, М.Г.Потапов, К.И.Виницкий и др.
М.: Горное бюро, 1994. 590с.
[email protected] тел.: 87272929049
Rakishev B.R., Muhamedzhanov E.B., Auezova A.M.
RATIONAL PARAMETERS OF HOLE LOAD\CHARGES POSITION
IN SITU ROCK
The article describes a principle of rational arrangement of hole loads insitu rocks. On its basis there was worked out a method of definition of rational
parameters for conducting drill-and-blasting operations in open-cut mines.
Key words: rock, elastic and strength properties of rocks, hole load shots, ВВ
characteristics, load position parameters .
8
Ракишев Баян Ракишевич;
Казахский национальный технический университет имени К.И.Сатпаева;
Заведующий кафедрой «Открытые горные работы»;
Доктор технических наук, академик НАН РК;
г.Алматы, ул. Сатпаева 22;
тел.: 87272929049, [email protected].
Мухамеджанов Елдос Басирович;
Казахский национальный технический университет имени К.И.Сатпаева;
кандидат технических наук, профессор КазНТУ;
г.Алматы, ул. Сатпаева 22;
тел.: 87272577156, [email protected].
Ауэзова Алма Мухамбетжановна;
Казахский национальный технический университет имени К.И.Сатпаева;
кандидат технических наук, старший преподаватель;
г.Алматы, ул. Сатпаева 22;
тел.: 87272577164, [email protected].
9