Формирование устойчивости бортов при ведении взрывных работ на карьерах Кызылкумского региона

Вовлечение в разработку глубокозалегаю-щих месторождений предопределило тенденцию развития открытого способа добычи в направлении увеличения глубины карьеров. Как известно, в глубоких карьерах разработка полезных ископаемых ведется в сложных горно-геологических условиях, когда необходимо надежное обеспечение устойчивости эффективных конструкций бортов и их элементов.

При ведении взрывных работ в результате нарушения законтурного массива происходит разупрочнение горных пород вследствие изменения трещиноватости, появления остаточных деформаций, снижения прочностных характеристик по контактам структурных блоков. Основным ограничением, налагаемым на ведение буровзрывных работ (БВР) в приконтурной зоне карьера, является необходимость предохранения бортов карьера и инженерных сооружений на бортах от сейсмического воздействия массовых взрывов. Как показывает практика, наиболее эффективным и опробованным методом защиты бортов карьера является применение контурного взрывания, создание экранирующей щели и экранирующего слоя взорванной горной массы, т.е. проведение заоткоски бортов карьера, предшествующей массовому взрыву.

На сегодняшний день достигнут значительный прогресс в области применения контурного взрывания при заоткоске уступов на карьерах, однако не решен ряд ключевых вопросов по прогнозной оценке и выбору рациональной технологии заоткоски уступов, а также совершенствованию параметров скважинных зарядов взрывчатых веществ (ВВ) при контурном взрывании. В то же время необходимо продолжать исследовать напряженно-деформированное состояние пород приконтур-ного массива, совершенствовать параметры взрывных скважин при предварительном щеле-образовании на карьерах и разработать методику экспериментальной оценки метода контурного взрывания при оформлении откосов.

Месторождения Кызылкумского региона характеризуются сложным строением рудных тел, высокой изменчивостью содержания полезных компонентов, крутыми углами падения и невыдержанной мощностью рудных тел [1–3]. Такая изменчивость существенно влияет на эффективность добычи полезных ископаемых, значительно усложняя выбор технологических параметров БВР.

В условиях Кызылкумского региона формирование бортов карьеров с углами откосов до 70º возможно только в случае, когда их параметры обусловлены только конструктивными

2020;5(3):235-252

элементами, а не устойчивостью массива горных пород. Изменение конструктивных параметров углов откосов бортов карьеров выполняется за счет сдваивания, страивания высоты уступов с углами откосов 80–90º и шириной площадок между ними 10-15 м [4-8].

В результате проведенных исследований разработаны модель и метод расчета напряженно-деформированного состояния массива горных пород для условий месторождения Кокпатас Навоийского горно-металлургического комбината.

Модели и алгоритмы для оценки устойчивости бортов карьеров

При оценке устойчивости бортов карьера использован подход, известный как метод перемещений. Метод эквивалентен минимизации полной потенциальной энергии борта карьера, выраженной через поле перемещений, он обусловил приведенную ниже последовательность при проведении расчетов по определению напряженно-деформированного состояния и оценке устойчивости уступов с помощью метода конечных элементов:

• -    разбиение сечения борта карьера на конечные элементы и назначение узлов, в которых определяются перемещения;

• -    определение зависимости между усилиями и перемещениями в узлах элемента;

• -    сопоставление системы алгебраических уравнений равновесия;

• -    решение системы уравнений;

• -    определение перемещений и компонентов напряженно-деформированного состояния борта карьера и оценка его устойчивости.

Считается, что наиболее удобным методом расчета поля напряжений для областей со сложным контуром является метод интегральных уравнений, включающий решение системы интегральных уравнений Фредгольма, к положительным качествам которого относятся:

• -    уменьшение размерности задачи;

• -    дискретизирование только границы области S , в отличие от метода конечных элементов.

Рассмотрим метод граничных интегральных уравнений и алгоритм вычисления напряжений в массиве для условий месторождения Кокпатас. В методе граничных интегральных уравнений рассматривается пространство (полупространство), в котором граница контура разбивается дискретно на конечное число участков. На рис. 1 представлена расчетная схема, а на рис. 2 - расчетная блок-схема обозначения определяемых граничных условий и объемных сил.

Интенсивность нагрузок на каждом заданном участке постоянна. Напряжения внутри области S можно представить в виде

^ij(t) = f keJ (t, Т)PldS,

ds

(i,j - x, у); t e S; тeд S   (1)

где k ij , i ( t , т) - фундаментальное решение для действия сосредоточенной силы в однородную и изотропную полуплоскость; P i - фиктивные составляющие поверхностных сил вдоль д S в l-м направлении; t - внутренние точки области S ; т - граничные точки д S .

При решении задачи теории упругости условия на границе определяются так: f kyl(Q,т)P • ny(Q)dS(т) = of(Q); Q,тедS, (2) дS где n - конус угла между нормалью к участку границы и осями координат; o°(Q) - заданные нагрузки на дS.

Напряжения в области S, вызванные действием сосредоточенных на контуре дS усилий в бесконечной полуплоскости, пред- ставим в виде

S к xx,l

S kyyl

S kxy,l

PSr br2 + brv)+ PSry Wx2 + brV ) xx   x     y     yy   xy

4n r 4’

„ S        2        2       S        22

P x r x ^{( b} 3 r y ^{+ b} 2 r x ⁾⁺ P y r y X b>\r y ^{+ b} 2 r x ) .

4n r 4’

„ S        2        2       S        22

P x r y ^{( b} 1 r x ^{+ b} 2 r y ⁾⁺ P y r x ^{( b} 2 r x ^{+ b} 1 r y )

4 n r ⁴

где p S , p S - составляющие фиктивных нагрузок внутри области S; r x , Г у , - х , у компоненты радиуса вектора, проведенного от точки на д 8 к точке в S :

2020;5(3):235-252

Область S

Рис. 1. Расчетная схема конструкции бортов и вычисления напряжений в массиве горных пород карьера Кокпатас:

n 1 , n ₂, . ., n - нормали к границе области дS ; S i , S ₂ , .., S i - длина отрезка границы д S ; P _вн1 , P _вн2 , .., P _вн i - внешние нагрузки от отвалов и оборудования, приложенные на длине L t на расстоянии L ab от края уступа; F y 1 , F y ₂, .., F yi - составляющие силы тяжести в i -й точке области S

b ₁

= 3 + —; Ь₂ = 2 -

1 - V

1 - V

,     1 , 3v

; ^Ь 3    ¹ + .       ,

1 - V

где v - коэффициент Пуассона.

При т ^ Q выражение (2) имеет особенность, для выделения которой используется подход, заключающийся в рассмотрении нового контура, обходящего точку границы, где т = fi . При этом

Jkji(«,т)P • nAn)dS(т) = дS

= lim

Ад S ^ 0 a ^ 0

( )

J к ., ( fi , т ) P • n AA /S ( т )

У д S -Ад S                         7

+

+

J j ( fiт ) P • n , ( n ) dS ( т ) У д S                           7

В работе [9] показано, что lim f j(fi, т)P • n, (fi)dS(t) ^ PS/2, P/2. (5) a ^0      ’ дS

NL

P X, /2 -V ( 4п ) 1

j = 1

j * i _

( ^Ь 1 r 3 j ⁿ xi ^{+ Ь} 2 rx jTyj nxi ^{+ Ь} 1 r^ j T y-j n yil ⁺ ( ^Ь 3 r^ j r yj n xi ^{- Ь} 2 r yij n xi ^{+ Ь} 2 r Xij n yi

N

PS /2 "У (4n)Z j=1

^j * i _

Тогда на основании соотношения (5) уравнение (2) имеет окончательный вид

PS/2 + Jк,,(fi, т)P, • n, (fi)dS(т)=а0(П), дS i = x ,y.                       (6)

Для численной реализации метода границу области д S разбиваем на N отрезков произвольной длины д S i . Затем в средних точках каждого отрезка д S i определяем результирующие граничные значения

P i = J p S dS ; P S = J p S dS ; P? = J p X dS ;

А S i                      A S i                       A S i

P i = J P д S dS ,          (7)

ASi где dSi - составляющие фиктивных нагрузок на границе области дS.

Используя численный метод трапеции вычисления интеграла и формулы (7), можно численно аппроксимировать выражения (6):

2 yij yi xj

2 S

1 xij yij yi       yj

( b 1 r^yj nxi ^{+ Ь} 2 r y ijnxi ^{+ Ь} 3 rxj ri jnyi - ^Ь 2 r xj n yi ) ^P xS ⁺

23   2    S

+ br -ni . + hr . r . n . + br ■ n + br ■ r n • P - 2 xij xi       1 xij yij xi       1 yij yi       2 xij yij yi       yj

i xij

^ ². Г² = P^sS ; yij             xi

i xij

2020;5(3):235-252

Исходные данные для расчета и формируемые граничные условия

Начало

g x , g y — компоненты ускорения силы тяжести, м/с²; a x , a y - компоненты ускорения квазистатической силы сейсмики или гидродинамики, м/с²

Рис. 2. Блок-схема расчета параметров конструкции бортов и вычисления напряжений в массиве горных пород карьера Кокпатас

После вычисления фиктивных нагрузок p S и p ( j = 1, N ) компоненты напряжений в области S находятся из следующих соотношений:

N-9

о =-1/ 4л У Г Psr А bp.-‘rbp A-v PsrAbp—bp. )Т(г2.+г2.) ;(10)

xi           ! \               I xj xij 1 xij        2 yij          yj yij 3 xij        2 yij I      xij       yij;

j = 1

_N-9

T xi=-1 ( 4n )£[ Pxjryij (b1 rxij + b2 ryij ) + Pyjrxy (b2 rxij + bl ryij )]'( rxij + ryj ) •C j =1

I ГОРНЫЕ НАУКИ

I Ж И ТЕХНОЛОГИИ

2020;5(3):235-252

МИСиС

Национальный исследовательский технологический университет

Используя выражения (10) и (11), можно определить напряжения во всех точках массива, что особенно важно при исследовании областей его разупрочнения.

При исследовании напряженного состояния прибортового горного массива и его деформирования данная область моделируется полуплоскостью, по границе которой действуют нагрузки, а внутри полуплоскость имеет блочную структуру.

На первом этапе граница области разбивается на участки, количество которых зависит от конфигурации границы (полноты информативности) и количества мест приложения внешней нагрузки на контуре. Участки, на которые разбита граница, могут сгущаться и иметь произвольную длину.

Для построения изолиний компонент напряжений внутренняя область разбивается координатной сеткой, относящейся к системе координат, в которой описывается граница области.

После формализации границы области и ее внутренней части при наличии внешних сил на границах области они также описываются в виде распределенной или точечной нагрузки в аналитическом виде.

Затем на основании выражений (8) и (9) граничные интегральные уравнения формиру- ются в виде матриц aij

c ... c d ... d n 1 nn n 1

Правые части уравнений (8) и (9) представляют собой граничные условия на отрезках 5 S i . В соответствии с [10] для учета гравитационного поля и возникающих внутри массива нагрузок (например, взрывное или сейсмическое воздействие) правая часть уравнений дополняется интегралами, описывающими эти воздействия. Тогда выражение (6) будет иметь вид

P S / 2 + J k j,, ( Q , т ) P ■ n j ( Q ) dS ( т ) = d S

= о0(о)+JKj(t)• Pi(t)dv, i = x,y, (13) v где K(t, t) - функция Грина; Pi(t) - усилия, возникающие в i-й точке области S.

Для решения полученной системы линейных уравнений используется итерация по методу Гаусса или Зейделя [11].

После вычисления по выражениям (10)-( 12) компонентов тензора напряжений о х , о у и т ху определяются главные напряжения по известным выражениям:

° 1 = ( ° х ⁺ ° у ) /^{2 +} V (° х — ° у ⁾² /4 ^{+ Т} ху ;

^О 2 = ( ^о х ^+о у ) /² — V ^{( о} х — ° у ⁾²/4 ^{+ Т} ху ;

^T max = ^{( О} 1 ^-О 2 V².        ⁽¹⁴⁾

Обоснование технологических схем и параметров взрывных работ на карьере

Анализ данных по деформации горных пород за контуром массива при производстве массовых взрывов позволил сделать вывод о том, что при подходе к предельному контуру карьера необходимо менять технологию производства БВР [12-15]. Одним из критериев определения количества одновременно взрываемого ВВ явилось значение меры сейсмической опасности, при котором остаточные деформации пород, слагающих уступы и борта карьера, практически были исключены.

Расчет количества одновременно взрываемого ВВ рекомендовано вести с учетом коэффициента K с , числовые значения которого зависят от критерия по виду смещения, месту расположения охраняемого объекта, типа пород и характера трещиноватости (табл. 1).

Количество одновременно взрываемого ВВ при подходе взрывных работ к предельному контуру карьера рекомендуется определять по формуле

Q = ( r б / K с )³, кг, (15)

где Г б - безопасное расстояние для контурных уступов от места взрыва до охраняемого объекта, м; К с - усредненное значение коэффициента.

2020;5(3):235-252

Таблица 1

Значения коэффициента K с для различных условий

Место расположения охраняемого объекта	Средний размер ребра элементарного блока, м	K с
На горизонте взрываемого уступа	До 0,1	8,7
	0,1-0,3	6,2
	0,3-0,6	3,76
	0,6-2,0	3,02
	2,0	2,8
На горизонте выше взрываемого уступа	До 0,1	8,22
	0,1-0,3	5,87
	0,3-0,6	3,56
	0,6-2,0	2,85
	2,0	2,65
На два горизонта выше взрываемого уступа	До 0,1	7,89
	0,1-0,3	5,61
	0,3-0,6	3,42
	0,6-2,0	2,74
	2,0	2,54

Закономерности изменения зоны остаточной деформации в зависимости от количества одновременно взрываемого ВВ приведены на рис. 3.

Таким образом, данные табл. 1 позволяют установить количество одновременно взрываемого ВВ в зависимости от структуры массива и схемы отстройки нерабочих уступов в предельном контуре борта карьера.

Исходя из необходимости обеспечения минимальной зоны интенсивной деформации определены оптимальные удельный расход и количество ВВ на 1 м фронта работ. По установленному оптимальному расходу ВВ, исключающему законтурную деформацию массива, определена ширина приконтурной зоны R п.з , представляющая собой расстояние от верхней бровки отрабатываемого уступа до точек в сторону стационарного борта:

R = A - ( w + ( n - 1) b )^1/3, м, (16)

где А - эмпирический коэффициент ( А = 11,5-18,0); w - ширина отрабатываемой ленты в зависимости от линии сопротивления по подошве, м; n - количество рядов скважин, шт.; b - расстояние между рядами скважин, м.

Выражение (16) позволяет при заданном расстоянии от места взрыва до предельного контура борта карьера определить размеры взрываемого блока по фронту работ (рис. 4).

Таким образом, рекомендованы решения для снижения ширины зоны остаточных деформаций, установлены параметры оконтури-вающих зарядов для создания экранирующей щели с повышенной защитной способностью и выбраны параметры взрывания в приконтур-ной зоне, обеспечивающие создание экранирующей щели с повышенной защитной способностью и соответствующее ограничение напряжений в падающей волне сжатия.

Разработана методика расчета эффективных параметров БВР при контурном взрывании с учетом физико-механических и горнотехнологических свойств массива [16-18].

Диаметр заряда контурной скважины рекомендуется определять по формуле

^i = 0,55 ^С?^''» мм. 07) (РВВ1^ ) °сж где р0 - плотность породы, кг/м3; с - скорость продольной волны в породе, м/c; рвв - плотность ВВ, кг/м3; D - скорость детонации ВВ, м/с; о - предел прочности на сжатие, Па; dс - диаметр скважины, мм.

Установлено изменение диаметра контурной скважины в зависимости от плотности заряда ВВ, плотности горных пород, предела прочности горных пород на сжатие, скорости продольной волны во взрываемой горной породе и скорости детонации промышленных ВВ (рис. 5).

2020;5(3):235-252

Рис. 3. Зависимость изменения зоны остаточной деформации R от количества одновременно взрываемого ВВ Q :

1 - вертикальные смещения; 2 - горизонтальные смещения

Рис. 4. Зависимость изменения ширины приконтурной зоны R_n от длины взрываемого уступа по фронту L

в                                                               г

Рис. 5. Зависимости изменения диаметра контурного заряда d з от плотности ВВ р вв ( а ), предела прочности горных пород на сжатие О сж ( б ), скорости продольной волны с ( в ) и скорости детонации ВВ D ( г ) в различных горных породах:

о - мягкие породы; □ - породы средней крепости; А - крепкие горные породы

Линейную массу заряда контурной скважины рекомендуется определять по формуле 2 ^7/6

р = 3,8 • ^10-5 (;Js^^^r2' <¹⁸> где r с - радиус скважины, мм.

Установлено изменение линейной массы заряда контурной скважины в зависимости от плотности взрываемой горной породы, cкорости продольной волны во взрываемой горной породе, плотности и скорости детонации ВВ, предела прочности горных пород на сжатие и радиуса контурной скважины в различных горных породах (рис. 6).

Расстояние между контурными скважинами при предварительном щелеобразовании рекомендуется определять по формуле

2020;5(3):235-252

a = 0,064 d_c

Г 2

Р о с °=ж

I   5= р

1/8

, м,

и растяжение, а также радиуса контурных скважин в различных горных породах (рис. 7).

Таким образом, установлено действие

где о - предел прочности горных пород на растяжение, Па.

Установлено изменение расстояния между контурными скважинами в зависимости от скорости продольной волны в горных поро- взрыва оконтуривающих скважинных зарядов ВВ в приконтурной зоне карьеров путем определения эффективных параметров БВР с учетом физико-механических и горно-технологических свойств массива.

дах, предела прочности горных пород на сжатие

Рис. 6. Зависимости и зменения линейной массы заряда контурной скважины ρ от скорости продольной волны в горной породе с (а), плотности ВВ ρ вв (б) , скорости детонации промышленных ВВ D (в), предела прочности горных пород на сжатие σ сж (г) и радиуса контурной скважины r c (д) в различных горных породах:

о - мягкие породы; □ - породы средней крепости; А - крепкие горные породы

2020;5(3):235-252

Рис. 7. Зависимости изменения расстояния между контурными скважинами а от скорости продольной волны с ( а ), предела прочности горных пород на сжатие О сж ( б) , радиуса скважины Г с ( в ) и предела прочности горных пород на растяжение О р ( г ) в различных горных породах: о - мягкие породы; □ - породы средней крепости; А - крепкие горные породы

В результате исследований различных технологических схем формирования откосов в предельном контуре бортов карьера установлено, что наилучшие результаты достигаются при применении метода предварительного щелеобразования.

Исследованиями механизма разрушения законтурного массива пород при конструкции заряда с заполнением его части инертной забойкой установлено, что при взрыве происходит асимметричное разрушение массива и снижается воздействие взрыва в сторону охраняемого массива за счет поглощения энергии при использовании инертной забойки.

Экспериментальные исследования

В результате проведенных теоретических исследований разработана методика проведения экспериментальных исследований взрывов контурных скважинных зарядов. Лабораторные исследования проведены в научной лаборатории Навоийского государственного горного института.

В исследованиях также использовалась сейсмостанция марки ZETLAB ZET 048-C. Скоростная видеосъемка позволила одновременно фиксировать распространение волн и трещин в зоне пластических и упругих деформаций без ограничения амплитуды давления в волне. Также зафиксированы скорость распространения волны и длительность импульса.

Инструментальные замеры с помощью датчиков марки СВ-10Ц и осциллографа позволили определить долю энергии, которая идет на разрушение горных пород. Характер трещино-образования, т.е. наличие заколов вглубь массива или в сторону свободной поверхности, устанавливался путем линейных измерений.

2020;5(3):235-252

Методикой было предусмотрено три направ-      щель при минимальном разрушении испытыва- ления проведения экспериментов на моделях:

‒ исследование трещинообразования на объемных моделях;

‒ исследование волнового взаимодействия методом высокоскоростной видеорегистрации процесса взрыва в прозрачных моделях;

‒ определение параметров волн напряжений при взрыве в образцах реальных горных пород.

Изучение трещинообразования проводилось на объемных моделях, изготовленных из мрамора и песчаника. Заряд размещали в отверстиях, просверленных в породе. Расстояние между зарядами смоделировали с учетом геометрического подобия.

Расстояние между зарядами изменяли до тех пор, пока не определялось оптимальное для данного диаметра зарядов и данной породы. За критерии оценки оптимального расстояния принимали качество образованной щели, степень дробления испытываемых образцов и наличие заколов.

Волновое взаимодействие изучали по данным видеосъемки высокоскоростной камерой Olympus i-SPEED 2, позволившей синхронизировать начало изучаемого процесса с началом регистрации.

В качестве первого приближения допускалось, что модель и горный массив ведут себя как упругие тела вплоть до момента разрушения.

При расшифровке осциллограмм использовали паспортные данные датчиков.

При моделировании требовалось определить оптимальные расстояния между зарядами, которые позволяют получить качественную емых образцов. Минимально возможный диаметр заряда в моделях составил 2,0–2,5 мм.

Для уменьшения степени разрушения образцов были смоделированы рассредоточенные заряды. С помощью стеклянных трубочек заряд рассредоточивался по всей глубине шпура на четыре части с тремя воздушными промежутками. Расстояние между шпурами менялось в пределах от 6,5 до 35 диаметров заряда.

Таким образом, разработана методика проведения экспериментальных исследований взрывов контурных скважинных зарядов на моделях, позволяющая исследовать трещино-образование на объемных моделях и волновое взаимодействие методом высокоскоростной видеорегистрации процесса взрыва в прозрачных моделях, а также определить параметры волн напряжений при взрыве в образцах реальных горных пород.

В результате проведенных исследований разработан способ заоткоски уступов в при-контурной зоне карьера, обеспечивающий снижение нарушений массива и трещинообра-зования, а также уменьшение осыпеобразова-ния и оползания (рис. 8). Согласно данному способу при приближении горных работ к конечному контуру карьера 1 уступы 2 высотой 10 м сдваиваются. На верхнем уступе на расстоянии 1 м от проектного контура карьера бурится ряд наклонных скважин 3 диаметром 190 мм буровым станком марки Driltex-D25KS или УРБ-2А-2Б с перебуром 2 м. Расстояние в ряду между контурными наклонными скважинами составляет 2 м.

В нижнем уступе бурится три ряда вертикальных отбойных скважин 4 буровыми станками СБШ-250МН диаметром 250 мм по рабочей сетке 5×5 м с перебуром 1 м. На расстоянии 3 м от третьего ряда отбойных вертикальных скважин бурится ряд дополнительных барьерных скважин 5 диаметром 190 мм до проектного контура карьера буровым станком марки Driltex-D25KS или УРБ-2А-2Б. Расстояние в ряду между вертикальными барьерными контурными скважинами составляет 2 м.

ГОРНЫЕ НАУКИ

И ТЕХНОЛОГИИ

МИСиС

Национальный исследовательский технологический университет

Рис. 8. Схема заоткоски уступов в приконтурной зоне карьера:

1 ‒ конечный контур карьера; 2 ‒ рабочий уступ карьера; 3 – наклонная контурная скважина; 4 ‒ отбойная вертикальная скважина; 5 – вертикальная барьерная контурная скважина

Заряды в контурных скважинах верхнего уступа и вертикальных барьерных скважинах на нижнем уступе формируют в виде гирлянд из промежуточных детонаторов марки нобе-лит-216Z диаметром 70 мм, массой 2 кг и детонирующего шнура марки ДШЭ-12 с удельным расходом 2 кг/п.м.

Отбойные вертикальные скважины нижнего уступа заполняются сплошным зарядом из промышленных взрывчатых веществ с удельным расходом 0,4–0,6 кг/м3.

Первыми взрываются заряды в скважинах контурного ряда верхнего уступа, а затем заряды нижнего уступа с использованием короткозамедленного последовательного взрывания через 35 мс от обнаженной поверхности уступа к проектному контуру.

В любых горнотехнических условиях, независимо от крепости массива в приконтур-ной зоне, угла установки уступа и его высоты, уступ, установленный под любым углом, превышающим угол естественного откоса, со временем, разрушаясь, будет стремиться принять угол естественного откоса. Использование природных условий для естественной заотко-ски уступов явилось основой для разработки способа заоткоски бортов карьера с использованием механического разрушения массива горных пород (рис. 9), позволяющего обеспечить устойчивость массива в проектном контуре карьера и надежность управления параметрами заоткоски на планируемый период проведения горных работ, снизить объем вскрышных пород, сохранить прочность законтурного массива и обеспечить безопасность ведения горных работ.

Согласно данному способу при постановке верхнего уступа высотой 15 м и с углом откоса 60º в предельный контур последний ряд вертикальных скважин бурят на расстоянии 1,5–2,5 м от проектного положения нижней бровки данного уступа. При этом ширина бермы составляет 17 м. При взрыве двух рядов вертикальных скважинных зарядов в прикон-турной зоне образуется горная масса 1 . Отгрузка взорванной массы и оформление откоса ведется двумя экскаваторами в следующем порядке: нижний экскаватор отгружает

I ГОРНЫЕ НАУКИ

I Ж И ТЕХНОЛОГИИ

2020;5(3):235-252

МИСиС

Национальный исследовательский технологический университет

первую заходку 1 , верхний экскаватор обрабатывает верхнюю часть уступа высотой 5 м с перевалкой породы на подошву уступа 2 ; нижний экскаватор отгружает переваленную породу с верхнего подуступа 3 , а затем третью заходку, оформляя при этом нижнюю часть верхнего подуступа 4 .

Рекомендуется способ инициирования скважинных зарядов ВВ в приконтурной зоне карьера (рис. 10), позволяющий обеспечить снижение уровня сейсмических колебаний и повысить сохранность прибортовых массивов и инженерных сооружений в карьерах от сейсмических воздействий взрыва [19–21].

а

б

Рис. 9. Схема оформления уступов в предельном контуре карьера экскаваторами:

а – промежуточная экскаваторная заоткоска; б – заоткоска проектного контура; 1 ‒ горная масса при первой заходке экскаватора; 2 – горная масса при перевалке породы на подошву уступа; 3 – переваленная горная порода с верхнего подуступа; 4 – нижняя часть верхнего подуступа; I ‒ ряды вертикальных скважинных зарядов дробления;

II ‒ ряды вертикальных скважинных зарядов в приконтурной зоне

Согласно данному способу в приконтур-ной зоне карьера в блоке, где необходимо произвести дробление горных пород, бурятся 10 рядов скважин буровым станком СБШ-250МН диаметром 252 мм и сеткой скважин 5×5 м. При высоте уступа 15 м длина скважины составляет 17 м, длина забойка принимается 5 м, длина заряда ‒ 12 м, нижняя половина скважины заполняется промышленным ВВ марки нобелан 2080 с плотностью заряжания 1,25 г/см3, а верхняя половина ‒ промышленным ВВ марки игданит с плотностью заряжания 0,85 г/см3. Масса каждого скважинного заряда составляет 618 кг. Внутрискважинные капсюли-детонаторы устанавливаются в нижней части скважин (одна скважина ‒ один детонатор). Интервалы замедления между рядами скважин принимается 67 мс, а между скважинами в ряду ‒ 42 мс. Последовательность взрывания ‒ от обнаженной поверхности уступа к проектному контуру. Инициирование зарядов в системе СИНВ производится электродетонаторами ЭД-8Ж и магистральной нитью детонирующего шнура ДШЭ-12. Источником взрывного импульса для неэлектрической системы инициирования СИНВ является СИНВ-СТАРТ.

Разработанные способы формирования устойчивых откосов бортов карьера внедрены на месторождении Кокпатас. Использование способов, рекомендуемой последовательности и параметров отстройки уступов обеспечило качество заоткоски уступа, полную сохранность законтурного массива и безопасность ведения горных работ.

ISSN 2500-0632 (ON-LINE) I     ГОРНЫЕ НАУКИ 1 Ж И ТЕХНОЛОГИИ	GORNYE NAUKIITEKHNOLOGII = MINING SCIENCE AND TECHNOLOGY (RUSSIA) 2020;5(3):235-252								МИСиС Национальный исследовательский технологический университет
603 mcJ*—-	645mc	687 mc	729нс	771 mc	8I3mc	855МС	897м с	939мс	981нс
578мс1* 536мс#---	578mc	620 mc	662 mc	704mc	746мс	788мс	ЯЗОмс	872мс	914мс
э! 1мс^ 469mcj*---	51 Imc	553mc	595нс	637mc	679м с	721мс	763мс	805мс	847мс
444мс*^ 402мс<Ж---	444mc	486mc	528mc	570mc	612мс	654мс	696мс	738мс	780мс
377мс1* 335мс#'----	377нс	419mc	46 Imc	503нс	545мс	587мс	629мс	671мс	713мс
ЗЮмсЬ* 268мс)Ж----	3 10мс	352mc	394mc	436mc	478.МС	520мс	562мс	604мс	646мс
243мс1* 2О1мс^К---	243 mc	285 mc	327mc	369mc	411 мс	453нс	495мс	537мс	579мс
!76мс4* 134мс^^--	176mc	21 Ямс	260mc	302mc	344мс	386мс	428мс	470мс	512мс
Ю9мс** vg	-109mc	151 mc	193mc	235mc	277мс	319мс	361 мс	403мс	445 м с
42мс Оме	42m c 3___	84mA \j_ X2.	126нс Af 10	I68mc	2 Юме	252мс	294мс	ЗЗбму \/11	378мс

Рис. 10. Схема взрывания в способе инициирования скважинных зарядов ВВ в приконтурной зоне карьера: 1 ‒ взрывная машинка; 2 ‒ электропровода; 3 ‒ электродетонаторы мгновенного действия; 4 ‒ магистральная нить детонирующего шнура; 5 ‒ соединение детонирующего шнура с трубкой-волноводом; 6 ‒ трубка-волновод; 7 ‒ вертикальные скважины в плане; 8 ‒ поверхностный соединительный блок, внутри которого находится капсюль-детонатор с замедлением 0 мс; 9 ‒ то же, с замедлением 25 мс; 10 ‒ то же, с замедлением 42 мс; 11 ‒ время срабатывания поверхностных соединительных блоков без учета прохода волны по трубкам-волноводам, мс

Выводы

• 1.    В различных горно-геологических, горнотехнических и климатических условиях имеется возможность формирования борта карьера с углом откоса до 70º. Устойчивость уступов в скальных породах определяется физико-механическими свойствами пород, протяженностью и ориентацией трещин относительно откоса, а также сцеплением, углом внутреннего трения по контакту, неровностью поверхности трещин и свойствами заполнителя.

• 2.    Исследованы конструкции бортов и напряженно-деформированного состояния пород месторождения Кокпатас, в результате

• 3.    Установлено изменение диаметра контурной скважины в зависимости от плотности заряда ВВ, плотности горных пород, предела прочности горных пород на сжатие, скорости продольной волны во взрываемой горной породе и скорости детонации промышленных ВВ. При увеличении плотности ВВ, предела прочности горных пород на сжатие и скорости детонации ВВ диаметр заряда ВВ в различных горных породах уменьшается, а при увеличении скорости продольной волны во взрываемой горной породе ‒ увеличивается.

• 4.    Установлены зависимости изменения     на объемных моделях и волновое взаимодей-

• линейной массы контурного заряда от скорости продольной волны в горной породе, плотности ВВ, радиуса контурной скважины, скорости детонации промышленных ВВ и предела прочности горных пород на сжатие. При увеличении скорости продольной волны в горной породе, плотности ВВ и радиуса контурной скважины линейная масса заряда контурной скважины увеличивается, а при увеличении скорости детонации промышленных ВВ и предела прочности горных пород на сжатие ‒ уменьшается.

• 5.    Установлены зависимости изменения

• 6.    Разработана методика проведения экспериментальных исследований взрывов кон-

• ствие методом высокоскоростной видеорегистрации процесса взрыва в прозрачных моделях, а также определить параметры волн напряжений при взрыве в образцах реальных горных пород.

• 7.    Разработан и промышленно внедрен способ формирования устойчивых откосов бортов карьера, позволяющий обеспечить высокое качество заоткоски уступа, полную сохранность законтурного массива и безопасность ведения горных работ.

• 8.    Разработан и промышленно внедрен экскаваторный способ заоткоски уступов на предельном контуре карьера, позволивший увеличить угол откоса уступа с 60 до 65º, снизить объем вскрышных пород, сохранить прочность законтурного массива и обеспечить безопасность ведения горных работ.

• 9.    Разработан и промышленно внедрен способ инициирования скважинных зарядов взрывчатых веществ в приконтурной зоне карьера, позволивший обеспечить допустимую сейсмическую нагрузку на борта карьера и инженерные сооружения без снижения эффекта породоразрушения и обеспечения заданного среднего куска взорванной горной массы.

разработаны модель и метод расчета напряженно-деформированного состояния массива горных пород.

2020;5(3):235-252

расстояния между контурными скважинами от скорости продольной волны в породе, плотности ВВ, предела прочности горных пород на сжатие и растяжение, а также радиуса контурных скважин. При увеличении скорости продольной волны в породе, предела прочности горных пород на сжатие и радиуса контурных скважин расстояние между контурными скважинами увеличивается, а при увеличении предела прочности горных пород на растяжение ‒ уменьшается.

турных скважинных зарядов на моделях, позволяющая исследовать трещинообразование

2020;5(3):235-252

2020;5(3):235-252