Методика определения параметров БВР при отработке маломощных урановых рудных тел с целью снижения разубоживания

На рудниках ОАО Приаргунское производственное горно химическое объединение (ППГХО) подэтажно-камерная система разработки именно маломощных рудных тел в сравнении с традиционной нисходящей слоевой выемкой с твердеющей закладкой имеет существенное преимущество – увеличение производительности добычи руды. Это является весьма актуальным, так как в настоящее время объем маломощных рудных тел мощностью до 1,2м составляет 20 %, рудных тел мощностью 1,2-2,6м - 57,5 %, более 2,6м - 18,5%. Итого объем рудных тел мощностью до 2,6м составляет 77,5 %.

Однако подэтажно-камерная система разработки маломощных рудных тел имеет недостаток – значительное первичное и вторичное разубоживание руды, что может перевести рудную массу в забалансовую руду, так как среднее содержание U₃O₈ в маломощных рудных телах составляет 0,12% при содержании в забалансовых рудах 0,03%. Процессов разубоживания можно частично избежать, если учитывать мощность рудного тела, а также физико-технические свойства разрабатываемого рудного тела и вмещающих пород горного массива. То есть, их устойчивость и взрываемость, которые зависят от параметров трещиноватости и свойств заполнителя трещин, прочностных и упругих свойств отдельностей, величины горного давления в районе отработки.

Положительным и важным фактором для месторождений Стрельцовского рудного поля ОАО ППГХО является то, что, рудные тела находящиеся в тектонических разломах, имеют меньшую прочность, устойчивость и более трещиноваты, чем вмещающие породы. Это связанно с тем, что тектонические процессы при подвижках земной коры обеспечивают наиболее интенсивное дробление массива в тектонических швах и разломах. Процесс дальнейшего разупрочнения рудных участков массива происходил под действием урановых гидротермальных растворов, создающих термические напряжения и дальнейшее разрушение рудного массива. Поэтому на урановых рудниках использование камерных систем разработки в маломощных рудных телах имеют определенную перспективу. Указанные горно-геологические параметры и особенности должны определить рациональный диаметр взрывных скважин, соответствующую буровую технику, допустимую минимальную мощность рудного тела, а также параметры БВР для обеспечения заданной степени дробления и минимального первичного и вторичного разубоживания руд.

Для определения рационального диаметра взрывных скважин и выбора буровой техники необходимо знать механизм действия взрыва, зоны действия взрыва в трещиноватом напряженном горном массиве [1].

Для этого в условиях подземных горных работ ОАО ППГХО были проведены несколько серий промышленных экспериментальных исследований. Исследования проводились на глубине 630…690м и от поверхности земли в горных выработках диаметром 3-4м с использованием приборов акустической эмиссии (ЗП-5), сейсмических приборов (ПОСВ) и ультразвуковых приборов. Состояние горного массива устанавливалось до и после взрывания зарядов ВВ.

Проведенные экспериментальные исследования по деформированию трещиноватого массива взрывом позволили разработать механизм формирования зон дробления отдельностей, заколов и остаточных напряжений в трещиноватом массиве при взрыве заряда ВВ параллельного открытой поверхности (рис.1).

Под действием давления продуктов детонации (ПД) трещиноватый массив начинает смещаться во все стороны от взрываемых зарядов ВВ, что сопровождается дроблением отдельностей в зоне 3, деформациями и трением на берегах естественных трещин, а также упругими деформациями отдельностей в зонах 4 и 5. Движение части массива 2 в сторону выработанного пространства 1 сопровождается выбросом отдельностей.

После падения давления в зарядных полостях, реакция упруго деформированных взрывом отдельностей и горное давление в зонах 3 и 4 приводят к смещению массива в сторону пространства 1, что сопровождается образованием заколов. Возвращению упруго деформированных отдельностей в зоне 5 в первоначальное НДС до взрыва препятствуют силы трения на берегах естественных трещин, создаваемые горным давлением. То есть массив за пределами зоны заколов как бы «запрессовывается», и его напряженное состояние в зоне 5 увеличивается.

Размер зоны дробления определяет расстояние между отбойными скважинами в веере, а также первичное разубоживание. Зона заколов и ее размер существенно влияют на вторичное разубоживание рудной массы за счет обрушения пустых пород в камеру преимущественно под действием сейсмики последующих взрывов. Кроме того, зона остаточных напряжений служит «сжатой пружиной», которая выталкивает прибортовой горный массив в камеру с обрушением зоны заколов и вторичным разубоживанием руд. Поэтому очень важно установить размеры зон дробления заколов, остаточных напряжений в зависимости от размера естественных отдельностей массива.

Рис 1. Развитие процесса деформирования трещиноватого массива взрывом во времени. а - до взрыва, б - во время взрыва, в – после взрыва, г - после сейсмического воздействия очередного взрыва. 1- выработанное пространство, 2,3,4,5-соответсвенно зоны выброса, дробления, заколов, остаточных напряжений.6- зона естественного состояния массива.

Многочисленные промышленные экспериментальные исследования, проведенные на рудниках №1, 2, 4, 6, 8 ОАО ППГХО позволили установить зависимости радиуса зоны заколов (расстояние от контура выработки до дальнего закола) рис.2. Исследования проводились по обнажению горного массива после врезки выработки в борт, перпендикулярно оси существующей выработки. Типовые параметры буровзрывных работ при проходке выработок на рудниках ОАО ППГХО:

диаметр шпуров 42мм, ВВ-аммонал 200, взрывание – с использованием СИНВ-Ш.

Рис.2.         Зависимость

Зависимость

Рис. 3.

расстояния между контуром выработки и границей зоны заколов (R оз ) от размера естественных отдельностей (d e ,).

расстояния между контуром выработки и границей зоны остаточных напряжений (R ост ) от размера отдельности ( d e ).

Промышленные экспериментальные исследования по определению зависимости радиуса зоны остаточных напряжений от среднего размера отдельности в массиве проводились методом кернов, методом параллельных скважин, методом разгрузки и ультразвуковым методом. Результаты приведены на рис.3. Анализ рис.2 и рис.3, а также геологических данных по рабочим блокам рудников ОАО ППГХО показывает, что размер отдельностей за пределами контура рудного тела, как правило, превышает 0,2-0,4м. Это значит, что возможная толщина зоны обрушения со стороны висячего бока составит около 10÷14 диаметров заряда ВВ.

На качество рудной массы (гранулометрический состав и содержание U 3 O 8 в руде) решающее значение имеет радиус зоны дробления и радиус зоны заколов. Теоретические исследования, проведенные в [1], при взрыве одиночного заряда ВВ вблизи открытой поверхности, дают радиус зоны регулируемого дробления отдельностей, в пределах которой размер крупных кусков не превышает кондиционного d к и размер зоны заколов в виде

R р

D р dс V в3

1-v)

^К ОТ ,

RО3

D d c(1

)

2E р

pv 5

1 de

k

sin 2 i P( 1)Ф

i1

,  (2)

где D,рв,d3 - скорость детонации, плотность заряжания и диаметр заряда ВВ; Ер,с,v,p - модуль разгрузки, скорость продольной волны, коэффициент Пуассона отдельности массива,, коэффициент трения между отдельностями, соответственно; 5,de,k,/3,Ф - раскрытие трещин, размер отдельности, количество систем трещин, угол наклона i-той системы трещин к обнажению, показатель трещиноватости; КОТ -показатель, учитывающий наличие открытой поверхности; Р - величина горного давления; п=3,14.

Анализ зависимостей (1) и (2) показывает, что величина R_р и R_o3

существенно зависят от диаметра заряда ВВ и размера отдельности. Определим численно величину R_р и R_{o 3} при средних значениях параметров: D =3,3*10 3 м/с; р_в =1,2-10 ³ кг/м ³ (ВВ - гранулит АС-8В); с = 440 ³   м/с; ^=0,2-0,6; v=0,29;   ст _р =10 ⁷   Па:   К_о т=0,91;  — =10 ^-3 ;

р _d

^sin 2 р, =3; Р=(1,33-2,2) -107 Па; Ф =12-6. Величины р , Ф и Р меняются i1

в зависимости от среднего размера отдельности d_e .

Результаты численного анализа по формулам (1) и (2) при диаметре одиночной скважины диаметром 57мм приведены в табл. 1.

Таблица 1.

Расчетные значения радиуса зоны регулируемого дробления и зоны заколов при взрывании скважины диаметром 57мм.

d e , м	Ф , м	Ц	Р •Ю-7 , Па,    на глубине 500м	R р , м	RO 3 , м
< 0,05	> 12	< 0,2	> 1,33	> 1,2	<2,7
0,05-0,15	12-10	0,2-0,3	1,33-1,5	1,2-0,7	2,7-1,6
0,15-0,40	10-8	0,3-0,45	1,5-1,8	0,7-0,6	1,6-1,0
0,40-1,0	8-6	0,45-0,6	1,8-2,2	0,6-0,3	1,0-0,9
> 1,0	< 6	> 0,6	> 2,2	<0,3	> 0,9

Следует отметить, что вмещающие породы, особенно в трахидацитах и гранитах, имеют d e ≥ 0,4м, то есть подэтажно-камерная система разработки в данных условиях эффективна, тем более, что рудное тело наоборот представлено массивом с размером отдельности до 0,4м и затраты на БВР будут минимальны.

На основании вышеприведенных экспериментальных и теоретических исследований выбран рациональный диаметр скважин, тип бурового станка и разработана методика расчета параметров БВР при подэтажно-камерной отработке маломощных рудных тел.

Методика расчета разработана на основе энергетической теории деформирования и разрушения трещиноватого массива при взрыве группы зарядов ВВ в условиях горного давления. Механизм действия взрыва представлен выше (рис.1). При этом в массиве распространяются две волны: высокоскоростная волна напряжения, которая, как показали исследования [2], теряет энергию на ближайшей к заряду естественной трещине и низкоскоростная волна деформаций, определяющая радиус зоны трещинообразования, заколов и остаточных напряжений представляющая собой последовательное перемещение и соударение отдельностей под действием квазистатического давления ПД [3, 4].

Параметры БВР рассчитаны в соответствии с классификацией пород по взрываемости с целью обеспечения минимального выхода негабарита и минимального разубоживания руды за счет снижения прихвата пустых пород.

Основой для расчета геометрических параметров расположения скважин является упрощенная формула определения радиуса зоны регулируемого дробления при взрыве одиночного заряда ВВ, полученная из (1)

R р

2^Dр B ^d 3   ^d к 10 ⁵

Ф    d e

Расстояние между скважинами (концами скважин), обеспечивающее выброс породы и заданную степень дробления при наличии одной открытой поверхности равно:

а

— V 2R р 2

_h 0,5

71 W

1,85R p ,

где h – ширина камеры, W – ЛНС.

Число скважин в группе (веере) определяется по формуле

h п a,                      (5)

и округляется до ближайшего целого.

Величина ЛНС, обеспечивающая выброс породы и заданную ее степень дробления равна [5]

W 0,4R n 1 h 3  0,16h. (6)

Проектный удельный расход ВВ на отбойку с учетом частичного обрушения разрушенной взрывом части массива, под действием сейсмических волн от взрыва последующих вееров равен qП  0,6

в^d3^2п h RW ^.

На основании приведенной методики рассчитаны параметры БВР при отбойке рудных тел мощностью 0,5-1,2м, 1,2-2,6м, 2,6-3,5м скважинами диаметром 57мм. Результаты расчетов приведены в таблице 2.

Размер нарушения законтурной части массива, (Ro3 -Rp) в плоскости веера определен из энергетической теории деформирования и разрушения трещиноватого массива взрывом для подэтажно-камерной отбойки и равен

R 3

dе n 1        h 0,5

p dк 2        W

. (8)

Анализ (8) и (1) показывает, что для снижения величины законтурного разрушения необходимо уменьшать ЛНС, количество скважин в группе, веере, диаметр заряда ВВ. В случае бурения скважин в пределах контура рудного тела величина разубоживания будет равна

R

пл

2R

2R m

100 %,

где m – мощность рудного тела ( m h ).

Для обеспечения нарушения законтура, не превышающего 0,5м, в породах с размером отдельности 0,05-0,40м, при Rp = 0,8м,

d _e

=2,7

получим для маломощных рудных тел

W   hn 1

3n 12  13.

Таблица 2.

Категория трещиноват ости	d e , м	h , м	R p , м	а , м	п	W , м	q , кг/м 3	R 3 , м	1 R пл , %	Примечание
I	<0,05	1	1,3	1,7-2,3	1	0,7	2,1	0,35	41,2	1. Наиболее распространены на
		2		(2,0)	2	1,4	1,1	0,52	31,2	рудниках УГРУ рудные
		3			2	1,5	0,8	0,42	22,0	массивы II и III категории.
II	0,05-0,15	1	0,9	1.3-1,7	2	1,0	2,5	0,56	52,8
		2		(1,5)	2	1,1	1,5	0,44	30,6	2. Применять подэтажно-
		3			3	1,4	1,2	0,51	25,4	камерную отбойку в рудных
III	0,15-0,40	1	0,7	1,1-1,3	2	0,8	3,0	0,65	56,5	телах I категории не
		2		(1,2)	2	1,0	1,8	0,51	33,8	рекомендуется из-за засорения
		3			3	1,3	1,5	0,58	27,8	скважин и неустойчивости
IV	0,40-1,0	1	0,6	0,9-1,1	2	0,7	3,2	0,86	63,2	пород.
		2		(1,0)	3	0,9	2,3	0,84	45,6
		3			4	1,2	1,8	0,88	37,0	3. При мощности рудных тел до
V	>1,0	1	0,5	0,7-0,9	2	0,6	3,6	0,82	62,1	3 м в веере применяется по
		2		(0,8)	3	0,8	2,7	0,72	42,0	одной скважине –
		3			4	1,0	2,3	0,82	22,0	компенсатору.

Параметры БВР для снижения разубоживания и получения заданной степени дробления ( d скв = 57 мм)

d_e – размер отдельности; h – мощность рудного тела; R_p – размер зоны регулируемого дробления; а – расстояние между скважинами (концами скважин); п – число взрывных скважин в группе; W – ЛНС; q – удельный расход ВВ на отбойку; R₃ – размер нарушения законтура; R¹_пл – плановое разубоживание при применении указанных параметров ВР.

Использование приведенной методики и параметров БВР на рудниках ОАО ППГХО позволило доказать ее эффективность в плане обеспечения заданной степени дробления и снижения разубоживания руд с 50-60 до 3040 %. Учитывая большой объем (77%) рудных тел мощностью до 2,6м на месторождениях Стрельцовского рудного поля внедрение подэтажнокамерной системы разработки позволит увеличить производительность добычи руд при низком разубоживании. Эффективность использования данной системы разработки будет определяться комплексно. Кроме параметров БВР необходимо определить рациональную высоту подэтажа, допустимую мощность рудного тела, геометрические параметры междукамерных и внутриблоковых целиков, технологию и параметры закладочных работ.

маломощные рудные тела, камерные системы разработки, механизм зоны действия взрыва, параметры БВР, разубоживание low-powered ore bodies, chamber system of mining, mechanism of blasting action zone, boring-blasting ratings, increasing of useful component in the bulk