10.5. Классификация методов регулирования дробления горных пород взрывом

На основе теоретических исследований и опытных взрывов принято классифицировать известные в настоящее время способы управления дроблением массива горных пород по нескольким признакам:

1. Регулирование воздействия взрыва отдельного заряда на массив горных пород в зоне регулируемого дробления за счет изме­нения: расчетного удельного расхода ВВ, типа применяемого ВВ, плотности заряжания, конструкции заряда, направления иници­ирования сплошного заряда, порядка инициирования частей рас­средоточенного заряда, длины забойки и ее качества, диаметра заряда.

При изменении характера действия заряда в зоне регулируе­мого дробления изменяются ее размеры, большая или меньшая

часть энергии передается в зону практически нерегулируемого дробления, меняются соотношения между размерами этих зон и интенсивность дробления массива.

2. Регулирование воздействия на массив горных пород в зоне Практически нерегулируемого давления, достигаемое за счет взаимо­действия рядом расположенных зарядов и групп зарядов путем изменения: сетки расположения и числа рядов скважин, интерва­лов замедления и последовательности взрывания зарядов, высоты уступа, схем расположения скважин на уступе.

Все методы, влияющие на регулирование дробления, можно разделить на два класса: к первому классу относят методы, обеспечивающие дробление любой требуемой интенсив­ности; ко второму — позволяющие изменить интенсивность дроб­ления в ограниченных пределах и не исключающие выхода нега­баритной фракции породы. К первому классу относят расчетный удельный расход ВВ, диаметр и сетку расположения скважин; к методам регулирования второго класса относят приме­нение различных типов ВВ (гранулированных, водосодержащих с различной скоростью детонации, плотностью и объемной кон­центрацией энергии; рассредоточение зарядов породными, воздуш­ными, водяными промежутками); зарядов с воздушными или водя­ными промежутками в перебуре или между зарядом и забойкой; короткозамедленное инициирование отдельных частей рассредо­точенных зарядов; инициирование сплошных скважинных зарядов по различным схемам; применение парносближенных скважин, высоких уступов; зарядов различных длины и диаметра; выбор рациональных схем короткозамедленного взрывания; предвари­тельное схлопывание трещин опережающим взрывом скважин по контуру взрываемого блока; взрывание в зажатой среде. Методами второго класса можно уменьшить выход негабаритной фракции в пределах 10—40 % от первоначального.

10.6. Удельный расход взрывчатых веществ

Для разрушения определенного объема породы до заданной крупности требуется затратить некоторое количество энергии. С увеличением степени измельчения удельный расход энергии (энергоемкость) увеличивается. Такая же зависимость, известная из фундаментальных законов дробления, справедлива и для взрыв­ного дробления. Однако здесь имеется ряд особенностей, которые отличают взрывное дробление от механического.) Механическое дробление имеет двустороннюю схему приложения сил, а взрыв­ное — одностороннюю (рис. 10.5).

При дроблении негабарита накладными зарядами, многоряд­ном расположении скважин также фактически имеет место одно­сторонняя схема воздействия на массив вследствие больших масс разрушаемых пород, из-за чего при скоростях воздействия взрыва заряда на массив 4—5 км/с (воздействие ударных волн в ближней

зоне) или 1—1,5 км/с (воздействие газов взрыва) будет иметь зна­чение инерционность куска или массива, а не состояние его откры­той поверхности по направлению действия взрыва. При порядном встречном взрывании в траншеях и на уступах имеет место соуда­рение и механическое додрабливание разлетающихся кусков. Но и в этом случае имеет место одностороннее взаимодействие.

При механическом дроблении имеют дело, как правило, с от­дельными кусками, при взрывном — с массивом пород значи­тельных размеров. Трещины и неоднородности при механическом дроблении облегчают разделение крупных кусков и уменьшают распространение энергии, уменьшают возможности дробления, и в некоторых случаях для достижения требуемого дробления требуется увеличение удельного расхода ВВ.

Чем меньше диаметр заряда, тем меньше сопротивление по подошве, тем меньше вероятность экранирования распростране­ния энергии взрыва трещинами.

При увеличении удельного расхода ВВ сначала происходит интенсивное увеличение степени дробления массива (рис. 10.6), а затем наступает так называемое состояние насыщения энергией взрыва массива, когда он не может поглотить большего количе­ства энергии и она расходуется бесполезно на увеличенный раз­брос породы. Дальнейшее увеличение интенсивности дробления при этом замедляется, а кривая идет примерно параллельно оси абсцисс. Выполаживание кривой происходит также в результате влияние зоны практически нерегулируемого дробления, размеры которой с некоторого значения а не изменяются.

При малом диаметре заряда (d₁ < 150 мм) кривая пройдет ниже и в некоторых случаях может достигнуть оси абсцисс (выход крупных негабаритных фракций равен нулю). При большом диа­метре заряда (d₂> 250 мм) кривая проходит выше, и практически при любом расходе ВВ в этом случае не удается обеспечить нуле-

Рис. 10.7. График изменения вы­хода крупных негабаритных фрак­ций Vн в зависимости от удель­ного расхода ВВ для пород I—V категорий трещиноватости

вой выход негабарита, так как будут существовать пре­дельно минимальные значе­ния выхода негабарита V_н1,V_н2 из зоны практически нерегулируемого дробления. В левой части графика кривые будут пересекать ось ординат в точке, которая характеризует содержание негабаритных отдельностей в массиве пород до взрыва. В зависимости от категории трещиноватости пород и абсолютного допустимого размера куска на предприятии эта величина может меняться от 100% объема взрываемого массива до нуля. Выбор рационального расхода ВВ — это технико-экономическая задача, решаемая на основе подсчета конечной себестоимости добычи полезного ископаемого по всем процессам. Однако в большинстве случаев следует стремиться при взрыве к обеспечению выхода негабарита, близкого к нулю.

При инженерных расчетах, которые дают точность определе­ния удельного расхода ВВ и выхода негабарита в пределах 10— 15 %, целесообразно полученные на графиках кривые заменить прямыми (как показано на рис. 10.6). Это существенно упрощает выполнение всех вычислений. При этом по оси ординат надо отло­жить выход негабарита (прямые 1и 2) из зон практически нере­гулируемого дробления для диаметров зарядов и d₁и d₂(см. рис. 10.6).

Влияние расчетного удельного расхода ВВ на выход крупных фракций породы для данного диаметра заряда и разных категорий пород по взрываемости показано на рис. 10.7, где на оси ординат отложен процент крупных некондиционных отдельностей (dн>700 мм), содержащихся в массиве до взрыва. При изменении допустимого размера куска содержание этой фракции в массиве изменяется, изменится их положение на графике, а также выход крупных фракций из зоны практически нерегулируемого дробле­ния. Следовательно, изменятся и значения рациональных удель­ных расходов ВВ, но методический принцип подхода к выбору расхода ВВ, обеспечивающего предельно минимальный выход негабарита, сохраняется. При увеличении размеров кондицион­ного куска все прямые смещаются вниз, т. е. уменьшается рацио­нальный удельный расход ВВ| Для определения предельных зна­чений удельных расходов ВВ необходимо, если известно содержа­ние крупной фракции в массиве (точка прямой на оси ординат), провести один или лучше два-три опытных взрыва с разными про­извольно выбранными, но различными удельными расходами ВВ,

отложить полученный выход крупных фракций на графике и соеди­нить точку на оси ординат с полученной точкой или точками на графике прямой, продолжив ее до пересечения с прямой, отсекаю­щей предельно минимальный выход негабарита. Эта точка пересе­чения даст значение предельного расхода ВВ, дальнейшее увели­чение которого нецелесообразно, так как в этой зоне кривая вы­хода крупных фракций с изменением удельного расхода ВВ выполаживается. Определенный таким образом расчетный удельный расход ВВ часто нельзя применить на практике из-за того, что он дает чрезмерную ширину развала и неприемлем по технологии ведения горных работу

В МГИ разработана практическая методика определения взрываемости массивов горных пород с целью выбора расчетных удель­ных расходов ВВ для скважин диаметром 243 мм с учетом трещиноватости массива и прочностных свойств отдельностей, слагающих массив. Методика основана на фундаментальных работах акад. В.В. Ржевского по оценке результатов взрыва породы в отдельности и в массиве.

Взрываемость массивов q (кг/м³) определялась для следующих условий взрывания на карьерах: высота уступа 10—15 м; диа­метр скважин 250 мм; коэффициент сближения зарядов т — 1; величина перебура 10 диаметров скважин; У7 = (30 -г 35) ^з, вели­чина забойки (0,5—0,7) Ц/⁷; количество рядов 2—3, диагональная схема взрывания.

Взрываемые массива должны быть представлены однородными по трещиноватости и крепости породами.

Взрываемость массива доценивалась величиной расчетного рас­хода эталонного ВВ q(граммонит 79/21), при котором выход в развале кусков более 500 мм равен нулю.

Если определить взрываемость одной и той же породы на от­дельности (q*) и в массиве (q)при определенных вышеуказанных стандартных условиях и привести расчетным путем результаты к одному размеру куска + 500 мм и типу ВВ, то можно оценить, насколько надо изменить удельный расход ВВ на массовом взрыве при использовании скважинных зарядов по сравнению с взрывом отдельности шпуровым зарядом, расположенным в ее центре.

Используя поправку на размер куска (d/d_к)^2/5итывая влияние плотности пород на величину удельного расхода ВВ (формирование развала), получаем расчетный расход ВВ при переходе к эталонному куску (500 мм) при взрывании монолит­ных пород:

Q⁺⁵⁰⁰=0.65 ⁴√f(0.1/0.5)^2/5*р/2,6,

где р = 2 : 3 т/м⁸ — плотность пород.

Зависимость относительного расхода ВВ от блочности пород (при диаметре долот 243 мм) аппроксимируется формулой

q/q*= 0,6 + 0,8d₀

где d₀— средний размер отдельности в массиве, м (индекс кор­реляции 0,9).

Проведенные исследования в породах различной крепости и всех категорий трещиноватости на семи карьерах цветной и чер­ной металлургии доказали общность найденной зависимости.

Подставив вместо q*значение q⁺⁵⁰⁰ получим

q= q*(0,6 + 0,8d_о) = 0,13р>⁴√f(0,6 +, 0,8d₀)

Из этого выражения можно с погрешностью в 10—15 % опре­делить расчетный расход эталонного ВВ, при котором выход кусков -+- 500 мм в развале будет близким к нулю.

Переход от диаметра долот 243 мм к другим по удельным рас­ходам ВВ осуществляется по формуле, предложенной МГИ

q= q’(0,6 + 3,3*10^-3d₃d₀),

где d₃ — диаметр заряда (по долоту), мм.

Поправка на необходимый размер куска равна (0,5/dк)^2,5

d_к — необходимый кондиционный размер куска, м.

Переход к другому типу ВВ производится с помощью коэффи­циента к_вв учитывающего теплоту взрыва эталонного и приме­няемого ВВ:

к_вв=Q_э/Q_Ф

где Q_э и Q_Ф— теплота взрыва соответственно эталонного и при­меняемого ВВ.Таким образом, формула для определения расчетного расхода ВВ (взрываемость массива) для обеспечения требуемого дробле­ния по выходу крупных кусков в развале взрываемой массы окончательно приобретает вид

q=0.13р⁴√f(0.6+3.3*10^-3d₃d₀)*(0.5/dк)^2/5*к_вв

Для современных карьеров характерна тенденция увеличения расходов ВВ с 0,4—0,5 до 0,7—0,9 кг/м³ и более, так как это в конечном счете позволяет путем улучшения дробления повысить технико-экономические показатели работы погрузочно-транспортного оборудования и карьера в целом. С увеличением глубины карьеров, как показывают наблюдения, блочность пород увели­чивается, что требует для качественного их дробления увеличен­ных расходов ВВ в сочетании с применением наклонных скважин уменьшенного диаметра (150 мм) в сочетании с контурным взры­ванием.

Работами последних 10 лет, выполненных на железнорудных карьерах КМА (Михайловский ГОК) и Кривого Рога А. И. По­таповым, Ю.С. Мецем и другими, показано, что при интенсивном взрывном воздействии на массив железистых кварцитов с удель­ными расходами ВВ 1,7—2,5 кг/м⁸ в кусках, полученных после

взрыва, размерами до 50 мм возникает система микротрещин и их прочность снижается в 1,5—2,0 раза, а средний диаметр куска при массовых взрывах с такими высокими удельными расходами ВВ уменьшается с 0,3 до 0,15 м. За счет указанных факторов в пе­реработку на обогатительную фабрику поступает существенно более мелкая горная масса с более низкой прочностью кусков. В результате в 1,3—1,5 раза снижаются энергозатраты на дроб­ление и измельчение железистых кварцитов, улучшается выход железа в концентрат за счет лучшего раскрытия минеральных зерен магнетита. Такие эффекты при высоких удельных расходах ВВ могут быть получены и на карьерах, разрабатывающих другие типы минерального сырья, т. е. изменяя интенсивность взрыв­ного воздействия на массив, можно получать направленное изме­нение свойств сырья с целью реализации энергосберегающих технологий и максимальной эффективности его переработки.

При этом важным, кроме увеличения расходов ВВ, является нахождение направлений взрывного воздействия на массив, по которым он разрушается с меньшими энергетическими затратами. Это говорит о том, что расходы ВВ при подготовке скальных пород к выемке будут увеличиваться. Однако при разработке место­рождений, где необходимо обеспечить возможно полную сохран­ность добываемых ценных и драгоценных кристаллов кварца, изумрудов, алмазов и т. д., наоборот, воздействие взрыва на мас­сив должно быть максимально уменьшенным с применением низкобризантных ВВ и методов щадящего взрывания.