Методика расчета паспорта буровзрывных работ при проходке горизонтальных горных выработок

Современные тенденции развития взрывного дела связаны с постоянно обновляющимся и растущим объёмом технологических решений и новшеств в области разрабатываемых технологий, способствующих наиболее рациональному ведению взрывных работ. При анализе отечественной и зарубежной литературы можно встретить большое количество работ, в которых авторы предлагают различные варианты решения задач оптимизации параметров буровзрывных работ [1–10].

Однако до сих пор нет универсальной методики расчета параметров БВР при проходке горных выработок, которая учитывала бы всё многообразие горно-геологических и горнотехнических факторов, влияющих на эффективность взрывных работ.

Проведенный анализ показал, что на сегодняшний день существует множество методик определения параметров БВР при проходке горных выработок, которые имеют различные методические подходы и алгоритмы расчёта. Большинство этих методик основаны на первоочередном определении удельного расхода взрывчатого вещества (ВВ). Удельный расход ВВ определяют по данным практики, рассчитывают по эмпирическим формулам или принимают по табличным данным, приведенным в справочниках [1–3]. При такой системе подсчёта, к недостаткам можно отнести использование коэффициентов, имеющих весьма широкий диапазон изменения, что в свою очередь определяет зависимость степени точности расчетов от уровня подготовки и опыта специалистов, выполняющих вычисления. В результате зачастую параметры БВР устанавливаются по усреднённым значениям, что отрицательно сказывается на всём процессе ведения горнопроходческих работ.

Принципиально отличаются методики, в основе которых лежит определение параметров зон разрушения породного массива. Расчеты по этим методикам более точны, поскольку в них учитывается большое количество физико-механических свойств пород, применяемый тип ВВ и т. д., в следствие чего повышается достоверность получаемых результатов.

При использовании такой методики, очень важен достоверный расчёт ключевых показателей, влияющих на моделирование взрывного процесса.Сущность данной теории заключается в том, что при взрыве заряда ВВ в горном массиве образуются три зоны разрушения [4–7]:

1.                  Зона смятия;

2.                  Зона трещинообразования;

3.                  Зона упругих деформаций.

Эти зоны различаются по своим размерам и обозначают характерные этапы разрушения породы вокруг взрываемого шпура (рис.1).

Рис. 1. Схема формирования основных зон разрушения вокруг взрываемого шпура

 

По мнению большинства исследователей, радиус зоны смятия составляет [6, 8, 9]:

                                                                                                           (1)

где r_з — радиус заряда.

Размер радиуса зоны трещинообразования [6, 8, 9]:

                                                                                                        (2)

Расчетам параметров зон разрушения посвящены работы отечественных и зарубежных учёных: Б. Н. Кутузов, А. П. Андриевский, В. Н. Мосинец, Н. П. Горбачева, Х. Т. Озхраман, Г. Сзуладзинский и др. [4–7, 10]. Анализ вышеназванных работ показал, что большинство предложенных математических моделей оценки степени разрушения породного массива вокруг удлинённого цилиндрического заряда предложены для учета взрывного воздействия в идеальной детонационной среде. В этом случае оценка достоверности воздействия, рассчитанных по предлагаемым методикам зон разрушения на породный массив представляется довольно сложной задачей.

На основании вышеприведенной теории была разработана методика определения параметров БВР при проходке горизонтальных и наклонных горных выработок [10]. Согласно данной методике, расчёт паспорта БВР с использованием аммиачно-селитренного ВВ производится в следующей последовательности:

1.                  Определяются радиусы зон смятия, трещинообразования и линия наименьшего сопротивления по следующим зависимостям:

, м,                                                (3)

, м,                             (4)

                                                                                        (5)

где R_см– радиус зоны смятия, м;

R_тр– радиус зоны трещинообразования, м;

W — линия наименьшего сопротивления, м;

d_b — диаметр заряжаемого шпура (скважины), м;

ρ — плотность ВВ в заряде, кг/м³;

σ_с — предел прочности пород на сжатие, Па;

τ_ср — предел прочности разрушаемого массива на срез (0,1÷0,02·σсж);

α — минимальный угол образующейся взрывной воронки α=60°.

2.                  Рассчитываются параметры вруба.

3.                  Производится графическое построение паспорта БВР.

Сначала, строится точка расположения первого шпура на расстоянии R_см(рис.2а), затем по периметру выработки строятся остальные оконтуривающие шпуры на расстоянии R_тр друг от друга (рис.2б).

Затем, на расстоянии Wот оконтуривающих шпуров откладываются вспомогательные шпуры. Расстояние между ними так же равно величине W (рис.3а). По центру выработки размещается вруб (рис.3б).

В случае, если одного ряда вспомогательных шпуров недостаточно, и имеются участки, которые могут быть не проработаны, на расстоянии W от первого ряда вспомогательных шпуров стоится еще один ряд вспомогательных шпуров (рис.4а). И наоборот, в случае маленького сечения выработки, вспомогательные шпуры могут полностью отсутствовать.

Окончательная схема расположения шпуров в забое представлена на рис.4.б.

Рис. 2. Схема расположения оконтуривающих шпуров

 

Рис. 3. Схема расположения первого ряда вспомогательных шпуров и врубовых шпуров

 

Рис. 4. Схема расположения второго ряда вспомогательных шпуров

 

Предлагаемая методика была опробована на рудниках ЗФ ОАО «ГМК «Норильский никель», где при проходке выработок применялись Аммонит № 6ЖВ и Гранулит АС-8 или Игданит, так же на «Джусинском» подземном руднике, где использовался Аммонит № 6ЖВ.

Во всех случаях использование данной методики показало свою эффективность и позволило существенно сократить как расход ВВ, так и удельный расход бурения на цикл.

Данные исследования проводятся коллективом кафедры «Шахтное и подземное строительство» в рамках гранта Президента Российской Федерации для государственной поддержки молодых ученых-кандидатов наук — МК-5475.2015.8.

 

Литература:

 

1.                  Покровский, Н. М. Технология строительства подземных сооружений и шахт. Часть 1. Технология сооружения горизонтальных горных выработок и тоннелей. 6-е издание М. Недра, 1977. — 400 с.

2.                  Друкованый, М. Ф. Справочник по буровзрывным работам /М. Ф. Друкованый, Л. В. Дубнов, Э. О. Миндели, К. И. Иванов, В. И. Ильин // М.:Недра, 1976–631 с.

3.                  Шетлер Г. А. Альбом по буровзрывным работам / Г.А Шетлер, Л.М Фейгин, Е. М. Зинченко. — Москва: УГЛЕТЕХИЗДАТ, 1953. — 93.

4.                  Кутузов Б. Н., Андриевский А. П. Новая теория и новые технологии разрушения горных пород удлиненными зарядами взрывчатых веществ. Новосибирск: Наука, 2002. 96 с.

5.                  Mosinets, V.N. &Gorbacheva, N.P. 1972. A seismological method of determining the parameters of the zones of deformation of rock by blasting. Soviet Mining Science, 8(6): 640–647.

6.                  Ozkahraman H. T. Breakage mechanisms and an encouraging correlation between the Bond parameters and the friability value. The Journal of The Southern African Institute of Mining and Metallurgy, vol.110. pp.153–159.

7.                  Szuladzinski G. Response of rock medium to explosive borehole pressure. Proceedings of the Fourth International Symposium on Rock Fragmentation by Blasting-Fragblast-4, Vienna, Austria. 1993. p. 17–23.

8.                  Комир В. М. и др. Моделирование разрушающего действия взрыва в горных породах. М., 1973. — 215с.

9.                  Репин Н. Я. Подготовка и экскавация вскрышных пород угольных разрезов. М., 1978. — 256с.

10.              Методика расчёта параметров буровзрывных работ при проходке горизонтальных и наклонных горных выработок / С. А. Вохмин, Г. С. Курчин, А. К. Кирсанов, П. А. Дерягин //Вестник Магнитогорского государственного технического университета им. Г. И. Носова. — 2014. — № 4 (48). — С. 5–9.