ОБОСНОВАНИЕ БЕЗОПАСНЫХ ПАРАМЕТРОВ БУРОВЗРЫВНОЙ ОТРАБОТКИ СИЛЬВИНИТОВЫХ ПЛАСТОВ НЕКОНДИЦИОННОЙ МОЩНОСТИ СОВМЕСТНО С КОМБАЙНОВОЙ ВЫЕМКОЙ КОНДИЦИОННЫХ ПЛАСТОВ НА РУДНИКАХ ВЕРХНЕКАМСКОГО МЕСТОРОЖДЕНИЯ КАЛИЙНО-МАГНИЕВЫХ СОЛЕЙ

  • Авторы: Андрейко С.С.1, Мальцев В.М.1, Аникин В.В.2, Жихарев С.Я.2
  • Учреждения:
    1. Пермский национальный исследовательский политехнический университет
    2. Горный институт Уральского отделения Российской академии наук
  • Выпуск: Том 16, № 4 (2017)
  • Страницы: 357-369
  • Раздел: Статьи
  • URL: https://ered.pstu.ru/index.php/geo/article/view/1253
  • DOI: https://doi.org/10.15593/2224-9923/2017.4.7
  • Цитировать

Аннотация


В условиях Верхнекамского месторождения калийно-магниевых солей в отработку вовлекаются сильвинитовые пласты, не кондиционные по мощности, что требует методического обеспечения и новых технологических решений. Одним из возможных направлений в технологии выемки сильвинитовых пластов некондиционной мощности является применение буровзрывной выемки. Для обоснования возможности буровзрывной выемки сильвинитовых пластов некондиционной мощности разработана методика расчета безопасных геомеханических параметров камерной системы разработки. В статье приводятся теоретические расчеты для определения параметров камерной системы разработки с учетом требований действующих нормативных документов, обеспечивающие геомеханическую безопасность при буровзрывной выемке сильвинитовых пластов некондиционной мощности, а также при выемке сильвинитовых пластов некондиционной мощности совместно с комбайновой отработкой рабочих пластов, имеющих кондиционную мощность. В зависимости от горно-геологических условий разработки в статье рассмотрены два варианта буровзрывной выемки сильвинитовых пластов. В первом варианте проанализирована буровзрывная выемка камерной системой разработки одного сильвинитового пласта некондиционной мощности. Второй вариант предусматривал буровзрывную отработку некондиционного по мощности сильвинитового пласта совместно с комбайновой выемкой смежных сильвинитовых пластов, имеющих кондиционную мощность. Обоснованы, согласно требованиям нормативных документов, минимально допустимые размеры добычной камеры при буровзрывной выемке сильвинитовых пластов некондиционной мощности, расчетные и фактические параметры камер и междукамерных целиков, разработан порядок расчета размеров очистных камер при буровзрывной выемке и междукамерных целиков при совместной выемке сильвинитовых пластов кондиционной и некондиционной мощности. Представлена методика определения безопасных параметров взрывных работ, обеспечивающих допустимую величину зоны трещиноватости в почве и кровле очистных камер, отрабатываемых буровзрывным способом. Выполнены расчеты по определению величины радиуса трещиноватости на основе учета импульса взрыва и динамической прочности соляных пород. Определение допустимой массы взрыва производится по величине скорости смещения частиц массива. В результате выполненных исследований обоснованы безопасные параметры буровзрывной отработки одного сильвинитового пласта некондиционной мощности камерной системой разработки, а также сильвинитового пласта некондиционной мощности совместно с комбайновой выемкой кондиционных пластов на рудниках Верхнекамского месторождения калийно-магниевых солей.


Полный текст

Введение В настоящее время при подземной разработке месторождений полезных ископаемых наблюдается общая тенденция к усложнению условий залегания и снижению кондиций добываемых полезных ископаемых. Одним из осложняющих факторов добычи калийных руд Верхнекамского месторождения калийно-магниевых солей (ВКМКС) является наличие значительных по площади участков шахтных полей, на которых залегают некондиционные по мощности продуктивные калийные пласты. Так, например, приблизительно на 20-30 % площади залегания в пределах шахтного поля рудника БКПРУ-4 ПАО «Уралкалий» промышленный пласт АБ сильвинитового состава имеет некондиционную мощность (менее 2 м) при богатом содержании полезного компонента (содержание KCl до 40 %). На сегодняшний день для добычи калийных пластов некондиционной мощности практическое значение имеют два основных способа: комбайновый и буровзрывной. При комбайновом способе отработки пластов некондиционной мощности наиболее целесообразно применение комбайнов с регулируемым по высоте исполнительным органом барабанного типа. При всех очевидных достоинствах комбайна этого типа (возможность выемки пластов различной мощности, высокая производительность) он имеет и свои недостатки, основными из которых являются: сильная запыленность рабочих зон при добыче калийных руд и высокая стоимость импортного добычного комплекса [1-13]. Использование проходческо-добычных комбайнов типа «Урал», являющихся основными при подготовке и отработке рабочих пластов на ВКМКС, при выемке пластов некондиционной мощности приводит к сильному разубоживанию калийной руды из-за значительной прирезки вмещающих пород - пластов каменной соли, так как комбайны этого типа имеют постоянное (для каждого типоразмера) сечение. Альтернативой комбайновой выемке является буровзрывной способ добычи некондиционных по мощности пластов. Очевидными достоинствами этого способа являются возможность отработки калийных пластов различной мощности и складчатости, практически без разубоживания, использование обычных способов проветривания забоя штатными средствами с помощью вентиляторов местного проветривания, сравнительно невысокая стоимость отечественного оборудования и взрывчатых материалов. Необходимо отметить, что в зависимости от горно-геологических условий возможны два варианта использования буровзрывного способа: 1) буровзрывная выемка одного пласта, имеющего некондиционную мощность; 2) буровзрывная отработка некондиционного по мощности пласта совместно с комбайновой выемкой смежных калийных пластов, имеющих кондиционную мощность. Из-за сравнительно небольшой мощности водозащитной толщи (ВЗТ) и сложных горно-геологических условий на рудниках Верхнекамского месторождения калийно-магниевых солей используется камерная система разработки с поддержанием кровли на относительно «жестких» междукамерных целиках (МКЦ), не допускающих резких сдвижений вышележащих пород, и панельный или панельно-блоковый способы подготовки шахтного поля с прямым или обратным порядком отработки. Буровзрывной способ, предлагаемый для добычи сильвинитовых пластов некондиционной мощности, позволяет применять используемые в калийных рудниках способы подготовки и камерную систему разработки без каких-либо изменений. Постановка задачи Для определения безопасных параметров буровзрывной выемки некондиционных по мощности сильвинитовых пластов необходимо решить следующие задачи: - определить для обеспечения геомеханической безопасности ширину междукамерного целика и размеры поперечного сечения очистной камеры, при которых степень нагружения МКЦ не будет превышать допустимое значение; - определить массу заряда взрывчатого вещества для обеспечения технологической безопасности на основе оценки вредного влияния взрывных работ на элементы камерной системы разработки при указанных параметрах очистной камеры, который при требуемом гранулометрическом составе отбитой сильвинитовой руды производит минимальное разрушающее действие на МКЦ и междупластье, т.е. когда расчетная ширина нарушенной приконтурной части не превышает допустимое значение. Методика расчета безопасных геомеханических параметров при буровзрывной выемке некондиционных по мощности сильвинитовых пластов Безопасные параметры при буровзрывной выемке одиночного сильвинитового пласта некондиционной мощности рассчитывались следующим образом. На первом этапе определялась площадь поперечного сечения добычной буровзрывной камеры. С учетом опыта буровзрывной добычи сильвинитовых пластов, применяемой на Верхнекамском месторождении в предыдущие годы, предлагается использовать прямоугольное сечение выработки, поэтому для нахождения площади забоя S1, м2, необходимо знать ширину очистной камеры и вынимаемую мощность [14, 15]: S1 = а1s·m1, (1) где а1s - проектное значение ширины очистной камеры, м; m1 - расчетное значение вынимаемой мощности при буровзрывной отработке некондиционного по мощности сильвинитового пласта, м. Минимальное проектное значение ширины очистной камеры а1s находится с учетом габаритов применяемого самоходного бурового и транспортного оборудования, а также требований действующих нормативных документов, согласно которым в выработках, предназначенных для транспортирования руды и сообщения с очистными забоями, должны приниматься зазоры не менее 1,2 м со стороны прохода для людей и 0,5 м с противоположной стороны [16]. Таким образом, необходимое минимальное проектное (фактическое) значение ширины очистной камеры прямоугольного сечения, м, составит а1s = 1,2 + d + 0,5 = 1,7 + d, (2) где d - максимальная ширина применяемого бурового, погрузочного или транспортного оборудования, м. Высота выработки над свободным проходом для людей должна составлять не менее 1,8 м по всей ее протяженности [16]. Следовательно, в случае буровзрывной выемки сильвинитовых пластов некондиционной мощности минимальное значение высоты очистной камеры прямоугольного сечения H1min должно удовлетворять условию [16] H1min ≥ h1 + Δh1 ≥ 1,8, (3) где h1 - максимальная высота применяемого оборудования (бурового, погрузочного или транспортного), м; Δh1 - расстояние от наиболее выступающей части машины до кровли выработки, Δh1 = 0,5 м. В зависимости от соотношения геологической мощности некондиционного пласта (mпл) и минимальной допустимой высоты применяемого технологического оборудования (H1min) возможны три значения вынимаемой мощности: 1) mпл ≥ H1min. В этом случае производится буровзрывная выемка пласта на полную мощность, при этом расчетная вынимаемая мощность, м, составит m1 = mT, (4) где mT - технологическая мощность пласта, м. Технологическая мощность пласта, м, определяется из выражения mT = mпл + mк, (5) где mпл - геологическая мощность некондиционного сильвинитового пласта, м; mк - мощность «коржа», м (учитывается при технологической необходимости подрубки «коржа»); 2) mпл < H1min. В этом случае необходимо производить совместную буровзрывную выемку калийного пласта на полную мощность с присечкой слоя вышележащего (или нижележащего) пласта каменной соли для получения выработки с высотой H1min, обеспечивающей возможность работы людей и передвижения бурового и погрузочно-транспортного оборудования. 3) mпл << H1min. В этом случае для предупреждения разубоживания при весьма малой мощности пласта (например, при mпл < 0,5H1min) необходимо предусмотреть двухслоевую селективную буровзрывную выемку, при этом возможны два варианта. В первом варианте, если по горно-техническим условиям целесообразно прирезать слой каменной соли нижележащего пласта, то первым (в пределах одной заходки) вынимается маломощный сильвинитовый пласт на полную мощность, а затем высота камеры доводится до необходимой величины H1min путем выемки слоя расчетной мощности из нижележащего пласта каменной соли, ее отгрузка и складирование в пределах добычного участка. Во втором варианте, если по горно-техническим условиям целесообразно прирезать слой из каменной соли вышележащего пласта, то первым (в пределах одной заходки) вынимается этот слой с учетом необходимой расчетной мощности, затем соль отгружается и складируется в пределах добычного участка, после чего отрабатывается нижележащий маломощный сильвинитовый пласт на полную мощность и высота камеры также доводится до необходимой величины H1min. Границу перехода от валовой выемки к селективной можно определить на основании расчета среднего содержания полезного компонента в отбитой горной массе, удовлетворяющего принятым на руднике кондициям. Для второго и третьего вариантов расчетная вынимаемая мощность, м, составит m1 = mТ + Δmкс = H1min, (6) где Δmкс - величина прирезаемого слоя каменной соли из смежного пласта, определяемая с учетом необходимой высоты выработки H1min. Величина прирезаемого слоя каменной соли, м, из смежного пласта определяется из выражения Δmкс = (h1 + Δh1) - mТ = Н1min - mТ. (7) Ширина камер и междукамерных целиков при буровзрывной выемке одиночного сильвинитового пласта некондиционной мощности определялась в соответствии с расчетной схемой, представленной на рисунке, а. При принятых параметрах системы разработки на участках с применением буровзрывных работ для определения степени нагружения С проектную ширину междукамерных целиков необходимо уменьшить на величину 2Δb1 = 1,0 м [14]: b1 = b1s - 2Db1, (8) где b1 - расчетная ширина междукамерного целика, м; b1s - проектная (фактическая) ширина междукамерного целика, м; Db1 - ширина ослабленной (вследствие ведения буровзрывных работ) краевой зоны МКЦ, Db1 = 0,5 м. С учетом формулы (8) межосевое расстояние l1, м, равно l1 = 2(0,5a1s) + b1s = a1s + b1s = = (a1s + 2Δb1) + (b1s - 2Δb1) = a1 + b1, (9) где a1s и b1s - проектные (фактические) значения ширины соответственно буровзрывной камеры и МКЦ с учетом двух ослабленных краевых зон, применяемые при отработке, м; a1 и b1 - расчетная ширина соответственно буровзрывной камеры и МКЦ, используемая при нахождении степени нагружения МКЦ, м. Рис. Расчетная схема для определения параметров камерной системы разработки при буровзрывной выемке одиночного сильвинитового пласта некондиционной мощности (а) и при совместной отработке буровзрывным и комбайновым способами (б): Н1 - максимальное значение расстояния от земной поверхности до кровли целиков на рассматриваемом участке отработки, м; b1s - проектная (фактическая) ширина междукамерного целика (с учетом двух ослабленных краевых зон), м; Δb1 - ослабленная краевая зона междукамерного целика, м; a1s - проектная (фактическая) ширина буровзрывной камеры, м; a1 - расчетное значение ширины очистной буровзрывной камеры, м; b1 - расчетная ширина междукамерного целика, м; l1 - межосевое расстояние, м; m1 - расчетная вынимаемая мощность сильвинитового пласта малой мощности, м; a2 - ширина камеры на рабочем пласте по почве (при одноходовой выработке равна ширине применяемого комбайна), м; b2 - ширина МКЦ по почве на основном рабочем пласте, м; l2 - межосевое расстояние на основном рабочем пласте, м; m2 - вынимаемая мощность основного рабочего сильвинитового пласта, м Таким образом, с учетом выражений (2) и (9) расчетное (минимальное) значение ширины очистной камеры, м, составит a1 = a1s + 2Δb1 = 1,7 + d + 2Δb1 = = 1,7 + d + 1,0 = 2,7 + d. (10) Проектное (фактическое) значение ширины МКЦ, м, с учетом выражения (8) равно b1s = b1 + 2Δb1 = b1 + 1,0. (11) Указанные в формулах (2) и (11) проектные (фактические) значения ширины камер и МКЦ (a1s, b1s) необходимо использовать при выемке сильвинитового пласта малой мощности буровзрывным способом, т.е. при ведении очистных работ. При заданной расчетной ширине очистных камер (a1) и нормативной степени нагружения [C] расчетная ширина междукамерных целиков при отработке некондиционного по мощности сильвинитового пласта без гидравлической закладки очистных камер находится по формуле [14] (12) Параметры pm, p0 определяются по формулам (13) где m - расчетная высота междукамерных целиков, м; βo и βm - параметры аппроксимации: βo = 0,654; βm = 1,06; λо - параметр, характеризующий горно-технические условия отработки. Расчетная высота междукамерных целиков m, м, при отработке сильвинитовых пластов без гидравлической закладки очистных камер находится по формуле [14] m = m0 + Δm, (14) где m0 - вынимаемая мощность пласта, м; Δm - возможное приращение целиков, м. В формуле (14) необходимо принять расчетное значение вынимаемой мощности m0 = m1, которое определяется с учетом выражений (4)-(6). Расчетное приращение высоты целиков Dm составит [14] (15) Параметр Δmo определяется по формуле Δmo = βok(a - aom), (16) где βok - коэффициент, учитывающий влияние устойчивости кровли камер на величину приращения расчетной высоты целиков; a - расчетная ширина камеры, в данном случае значение a = a1 определяется по выражению (10), м; aom - устойчивый пролет кровли камер, м; mok - мощность коржей, оставляемых в кровле камер при отработке некондиционного по мощности пласта, м. Если сильвинитовый пласт некондиционной мощности вынимается с «коржом», то тогда в формуле (15) mok = 0. Коэффициент bok определяется из выражения [14] (17) где βom - параметр аппроксимации, βom = 0,262; Горно-технические условия отработки сильвинитового пласта характеризуются параметром λo [14]: (18) где ξ - коэффициент, учитывающий изменение нагрузки на целики вследствие влияния горно-технических факторов; γ - объемный вес налегающей толщи пород (γ = 2,2 тс/м3); Н1 - максимальное значение расстояния от земной поверхности до кровли целиков на рассматриваемом участке отработки, м; σom - агрегатная прочность пород в массиве в пределах расчетной высоты междукамерных целиков m, т. Коэффициент, учитывающий изменение нагрузки на МКЦ вследствие влияния горно-технических факторов, находится по формуле [14] ξ = ξ1·ξ2·ξx, (19) где ξ1 - коэффициент, учитывающий влияние техногенной нагрузки, ξ1 ≥ 1,0; ξ2 - коэффициент, учитывающий влияние опорного давления, ξ2 ≥ 1,0; ξx - коэффициент, учитывающий влияние межходовых целиков, ξx = 1,0. Значения коэффициентов ξ1, ξ2 рассчитываются для конкретных горно-геологических условий в соответствии с требованиями [14]. Агрегатная прочность пород в массиве в пределах расчетной высоты междукамерных целиков т определяется из выражения σom = ko·σo = km·kc·kl, (20) где σо - эквивалентная (приведенная) прочность пород, слагающих целики; km - коэффициент, учитывающий влияние масштабного фактора, km = 1,12; kc - коэффициент, учитывающий влияние глинистых прослойков; kl - коэффициент, учитывающий влияние прорезки ленточных целиков, kl = 1,25. Коэффициент, учитывающий влияние глинистых прослойков, находится по формуле при (21) где αс = 0,86; βс = 0,7281; δс - относительное содержание глинистых прослойков. Величина δс рассчитывается по формуле (22) где δci - относительное содержание глинистых прослойков в i-м слое мощностью mi. Эквивалентная прочность пород, тс/м2, определяется по формуле (23) где mi - мощность i-го слоя породы (i = 1, 2, 3…); n - количество разнопрочных пород, слагающих МКЦ в пределах их расчетной высоты m; σci - расчетная прочность при сжатии стандартных образцов i-го слоя породы, тс/м2. При применении буровзрывного способа добычи расчетная степень нагружения МКЦ (С1), с учетом принятых параметров системы разработки (см. рисунок), определяется по формуле (24) где kf - коэффициент формы, который определяется из выражения (25) Параметр λm находится по формуле (26) Параметры системы разработки должны обеспечивать выполнение следующего условия [14]: Vm1 ≤ [Vm1], (27) где Vm1 - расчетное значение максимального прогиба слоев ВЗТ, соответствующее принятым параметрам отработки маломощного пласта, м; [Vm1] - величина допустимого прогиба слоев ВЗТ в рассматриваемых горно-геологических условиях, м. Определение ширины камер и междукамерных целиков при буровзрывной выемке некондиционного по мощности сильвинитового пласта совместно с комбайновой отработкой смежных калийных пластов кондиционной мощности производилось следующим образом. При расчете параметров отработки двух и более пластов необходимо давать оценку сближенности двух смежных пластов и для сближенных пластов определять расчетную мощность междупластовой потолочины mr. При этом отработка сближенных пластов производится соосными камерами сверху вниз с опережением фронта очистных работ по верхнему пласту не менее чем на 50 м. При сближенных пластах в зависимости от величины расчетной мощности mr возможны два варианта: 1) mr < [mr], м; 2) mr ≥ [mr], м. Величина допустимой мощности междупластовой потолочины [mr] при отработке сильвинитовых пластов находится из выражения (28) Значения параметров аппроксимации в формуле (28) составляют: βr = 0,356; ar = 0,844. При mr < [mr] параметры камерной системы отработки двух сближенных пластов определяются как при выемке одного пласта с вынимаемой мощностью mo, равной расчетной высоте выработанного пространства при отработке двух пластов Mo [14]. В зависимости от положения сильвинитового пласта некондиционной мощности по отношению к основному рабочему пласту возможны два варианта отработки: 1. Если маломощный пласт залегает ниже кондиционного по мощности пласта, то в этом случае первым ходом комбайна отрабатывается рабочий пласт на полную мощность, затем вынимается междупластье, происходит транспортировка и складирование каменной соли в пределах добычного участка, после чего последним ходом комбайна отрабатывается некондиционный пласт. При малой мощности междупластья возможна совместная отработка междупластья и маломощного пласта. Необходимо отметить, что в этом случае использовать буровзрывную выемку нецелесообразно. 2. Если маломощный пласт залегает выше рабочего пласта, то в этом случае буровзрывным способом первым отрабатывается верхний маломощный сильвинитовый пласт и, при необходимости, часть междупластья (минимальная высота хода должна быть не менее 1,8 м), затем комбайном вынимается междупластье (или его оставшаяся часть), транспортировка и складирование каменной соли осуществляются в пределах добычного участка, после чего комбайном отрабатывается нижний рабочий пласт на полную мощность. При малой мощности междупластья (особенно если суммарная мощность пласта и междупластья не превышает 1,8 м) возможна его отработка совместно с пластом малой мощности буровзрывным способом. Во втором варианте расчетная ширина камеры a1, используемая при определении ширины МКЦ на маломощном пласте, должна на величину 2Δb1 = 1,0 м превышать проектную (фактическую) a1s, при этом в качестве проектной ширины необходимо при одноходовых камерах брать ширину комбайнового хода ak, м: a1 = ak + 2Δb1 = ak + 1,0. (29) Проектное (фактическое) значение ширины камеры a1s, м, должно удовлетворять следующему условию: a1s = ak ≥ 1,7 + d. (30) Для камер I типа ширина комбайнового хода, м, определяется на уровне почвы: ak = ao. (31) Для камер II типа принимается максимальная ширина камер, м: ak = am. (32) Тип камеры определяется на основании требований с учетом конкретных горно-технических условий и параметров отработки [14]. При расчетной мощности междупластовой потолочины mr ≥ [mr] параметры отработки находятся раздельно для каждого пласта. Расчет безопасных геомеханических параметров буровзрывных камер следует производить только после определения параметров выемки основных рабочих пластов, отрабатываемых комбайновым способом. Определение расчетной ширины очистной камеры на пласте малой мощности, отрабатываемой буровзрывным способом, при совместной отработке с рабочим пластом комбайновым способом предлагается производить по следующей схеме (см. рис., б). Расчет производится в следующей последовательности. Сначала определяем расчетную ширину МКЦ на основном рабочем пласте, при этом межосевое расстояние, м, составит l2 = a2 + b2, (33) где a2 - ширина камеры на основном рабочем пласте (при одноходовой выработке равна ширине применяемого комбайна), м; b2 - ширина МКЦ на основном рабочем пласте, м. При соосных камерах межосевое расстояние на пласте малой мощности, м, равно l1 = a1 + b1 = l2, (34) где a1 - расчетная ширина камеры на пласте малой мощности, м; b1 - расчетная ширина МКЦ на пласте малой мощности, м. Вначале задаем расчетную ширину камеры a1 исходя из условия (10), при этом расчетная ширина целика b1, м, составит b1 = l2 - a1. (35) С учетом выражений (24)-(26) и первоначального значения ширины камеры a1 расчетная степень нагружения МКЦ С1 при отработке маломощного пласта составит (36) Затем, изменяя расчетную ширину камеры a1, необходимо найти оптимальную расчетную ширину МКЦ на пласте малой мощности b1опт, при которой расчетная степень нагружения не превысит допустимое значение для конкретных горно-геологических условий [14]: С1 ≤ [C1]. (37) Проектное (фактическое) значение ширины очистной БВР-камеры, м, с учетом выражения (10) составит a1s = a1опт - 2Δb1 ≥ 1,7 + d. (38) Проектное (фактическое) значение ширины МКЦ на пласте малой мощности, м, с учетом выражения (11) равно b1s = b1опт + 2Δb1. (39) Параметры системы разработки при выемке двух сильвинитовых пластов должны обеспечивать выполнение условия Vm1,2 ≤ [Vm], (40) где Vm1,2 - расчетное значение максимального прогиба слоев ВЗТ, вызванного отработкой двух пластов, определяемое из выражения Vm1,2 = Vom1 + Vom2, (41) где Vom1 - расчетное значение максимального прогиба слоев ВЗТ, вызванного отработкой пласта малой мощности, м; Vom2 - расчетное значение максимального прогиба слоев ВЗТ, вызванного отработкой основного рабочего пласта, м. Методика расчета безопасных параметров взрывных работ при буровзрывной выемке некондиционных по мощности сильвинитовых пластов Расчет радиуса трещинообразования Rт от воздействия взрыва удлиненного заряда производится по методике, в которой используется боковой импульс давления J(r) продуктов детонации взрывчатого вещества, затухающий с расстоянием r и принимающий в начальный момент взрыва значение J(0) при r = 0 [17-39]. Изменение величины импульса с расстоянием определяется зависимостью J(r) = π·ds·Ls·P(r)·t(r). (42) При этом значения давления и времени действия давления продуктов детонации взрывчатого вещества определяются из выражений P(r) = Р1/(1 + k·r)m, (43) t(r) = r0[a + b(r - 1)]10-3, где k, m, a, b - эмпирические коэффициенты; ro - радиус заряда, м; r - относительное расстояние от центра заряда, выраженное в радиусах заряда: r = R/ro, R - расстояние, м; Р(r) - давление на расстоянии r, Па; t - длительность существования давления на расстоянии r, с; Р1 - начальное среднее давление в зарядной полости, Па; ds, Ls - диаметр и длина шпура (скважины). Начальное среднее давление в зарядной полости определяется выражением Р1 = 0,25ρв·D2(ds/dz)-6, (44) где ρв - плотность взрывчатого вещества в заряде, кг/м3; D - скорость детонации заряда взрывчатого вещества, м/с; dz - диаметр заряда (патрона), м. Зависимость между давлением и объемом газов в момент взрыва вследствие его большой величины (порядка 5 ГПа) определяется не законом Бойля-Мариотта, а степенной зависимостью вида Р·V γ = const, (45) где γ ≈ 3. Увеличение объема газов заряда при их расширении до стенок зарядной полости пропорционально квадрату отношения диаметров ~ (ds/dz)2. С учетом (45) уменьшение давления Р1 с увеличением объема (в 3-й степени) будет пропорционально отношению диаметров в 6-й степени: 2(-γ) ≈ -6. Радиус трещинообразования Rт предлагается рассчитывать по величине приведенного радиуса Rt = Rт/ro по эмпирическому уравнению (46) методом последовательных приближений: Rt = J(Rt)0,9/Ji0,6, (46) где J(Rt) - импульс при r = Rt; Ji - импульсный критерий динамической прочности (для сильвинита Ji = 7300 H·c/i2, где i - степень дробления взорванной горной массы), i = W/dk; W - линия наименьшего сопротивления взрываемого заряда, м; dk - средний диаметр куска взорванной горной массы, м. Первоначальная величина Rt0 задается из физических соображений на основе известных опытных данных аналогичных условий. По этой заданной величине определяется импульс J1(Rt0), подставляется в формулу (46), и получают значение Rt1. Затем сравниваются значения Rt0 и Rt1. Если Rt0 меньше полученного значения Rt1, то его увеличивают до Rt01 и по описанной процедуре получают Rt2, опять сравнивают его с Rt01. Практически бывает достаточно 3-4 приближений для выполнения равенства Rt0n = Rt(n + 1) c точностью до 2-3 десятичных знаков. Радиус трещинообразования в метрах рассчитывается по формуле Rт = ro·Rt0n и округляется до 1-2 десятичных знаков. Величина начального импульса J(0) контролируется величиной начального импульса Jo: Jo = k·M·D·Lz/dz, (47) где k - расчетно-эмпирический коэффициент; М - масса заряда взрывчатого вещества, кг; D - скорость детонации взрывчатого вещества заряда, м/с; Lz, dz - длина и диаметр заряда взрывчатого вещества, м; Kz - коэффициент заряжания, Kz = Lz/L; k = I·0,817. Отсюда: (48) Принимается, что на расстоянии Rт (и более) растрескивание породы уже не происходит. Таким образом, радиус трещинообразования Rт является максимальным радиусом разрушения массива первичной прямой волной сжатия взрыва. При использовании предохранительного взрывчатого вещества типа аммонит ПЖВ-20 с параметрами взрывания ds = 0,042 м, ro = 0,021 м, dz = 0,036 м, плотностью заряда ρ = 1050 кг/м3, Lz = 2,5 м, L = 3 м, длиной забойки 0,5 м, массой заряда М = 2,67 кг относительный безразмерный максимальный радиус трещинообразования будет Rt = 28,57 и радиус трещинообразования Rт = 0,6 м. Для контурных шпуров, располагаемых на высоте 0,2 м от почвы пласта, такой радиус трещинообразования при совместной выемке двух пластов недопустим вследствие ограничения зоны распространения трещин в почве величиной 0,2 м [14]. Следовательно, контурные шпуры в почве очистной камеры должны создавать зону пород не более 0,4 м. Для выполнения этого условия масса взрывчатого вещества их заряда в соответствии с расчетами по приведенным выше формулам должна быть не более 1,8 кг, что обеспечит Rm = 0,39 м. Длина такого заряда равна 1,8 м. С учетом минимально допустимой длины забойки длина шпура в этих условиях составит 2,3 м [40]. Таким образом, необходимо отметить, что представленные расчеты позволяют предложить два варианта ведения буровзрывной выемки сильвинитовых пластов некондиционной мощности. В первом варианте при выемке одного пласта некондиционной мощности буровзрывным способом рекомендуется использовать шпуры длиной до 3,0 м, при этом масса взрывчатого вещества в шпуре составляет 2,67 кг и зона трещинообразования не превысит 0,6 м. Так как контурные шпуры располагаются на расстоянии не менее 0,1-0,2 м от контура выработки, то зона трещиноватости за контуром составит 0,4-0,5 м, что соответствует требованиям нормативных документов [14]. Во втором варианте при выемке пластов некондиционной мощности буровзрывным способом совместно с выемкой кондиционных по мощности пластов комбайновым способом необходимо использовать более короткие шпуры длиной не более 2,3 м, при этом масса взрывчатого вещества в шпуре составит 1,8 кг и зона трещинообразования не превысит 0,39 м. В этом случае при расположении контурных шпуров на расстоянии 0,2 см от контура выработки зона трещиноватости за контуром выработки (в том числе и в почве выработки) не превысит 0,19 м, что также соответствует требованиям нормативных документов [14]. Величина радиуса трещинообразования Rт, м, рассчитывается по формуле (49) где A = ρ·C2, ρ - плотность породы, кг/м3 (ρ = 2100 кг/м3), С - скорость звука в породе, м (С = 4500 м/с); q - энергия взрывчатого вещества на 1 метр заряда, Дж, q = М1·Qv (М1 = = 1,069 кг/м, Qv = 3,4·106 Дж); σсж = 250·105 Па. При указанных параметрах взрыва при массах зарядов взрывчатого вещества соответственно М1 = 2,67 кг и М2 = 1,8 кг радиусы трещинообразования будут R1т = 0,79 м и R2т = 0,43 м. Таким образом, формула (49) дает более высокие значения величины радиуса трещинообразования относительно формулы (46). Это объясняется использованием в них разных критериев прочности. В формуле (49) применяется традиционный статический показатель - прочность на сжатие в стандартном образце. В формуле (46) используется динамический показатель, учитывающий интенсивность дробления образца при его разрушении. Определение допустимой массы взрыва, безопасной по воздействию на междукамерные целики и почву выработки, производится по величине скорости смещения частиц массива (массовой скорости), не превосходящей критическую скорость смещения для данной породы [33], см/с: (50) где Cp - скорость продольных колебаний, м/с; Cz - скорость поперечных колебаний, м/с; µ - коэффициент Пуассона; е - предельная деформация породы. Массовая скорость на приведенном расстоянии Rc = R/M0,333, см/с, имеет вид [33] (51) где ρ - плотность породы, кг/м3; t - период собственных колебаний, мс; n - степень затухания скорости с расстоянием (1,5 < n < 2). Выражение 235 000(Cp·ρ·t)-0,5 является коэффициентом K конкретной породы в формуле канонического вида V = K·Rс-n. Допустимая масса взрыва определяется по формуле (52), выведенной из выражения (51): (52) При использовании формулы (52) расстояние R отсчитывается от центра взрыва комплекта шпуров до начала охраняемой зоны, т.е. практически до стенок выработки в заданном направлении. Зону трещин за контуром безопасности R создают крайние (оконтуривающие) шпуры комплекта, величина которой рассчитывается по формулам (46) и (49). Зоны трещинообразования от внутренних шпуров меньше расстояния между сериями шпуров и поэтому не влияют на трещинообразование при взрывании оконтуривающих шпуров. Заключение Исследования по обоснованию безопасных параметров буровзрывной отработки сильвинитовых пластов некондиционной мощности совместно с комбайновой выемкой кондиционных пластов на рудниках Верхнекамского месторождения калийно-магниевых солей позволяют сделать следующие выводы. 1. Установлено, что при буровзрывной отработке пласта некондиционной мощности минимальная проектная ширина очистной камеры должна быть увеличена на 1,7 м по сравнению с максимальной габаритной шириной используемого бурового, погрузочного или транспортного оборудования. При этом расчетная ширина очистной камеры с учетом зоны трещиноватости от буровзрывных работ должна быть увеличена на 1,0 м по сравнению с проектным значением, а минимальная высота выработки должна быть не менее 1,8 м. 2. Установлено, что при расчетной мощности междупластовой потолочины меньше допустимого значения буровзрывную выемку пласта некондиционной мощности целесообразно применять при залегании некондиционного по мощности пласта выше пласта кондиционной мощности. 3. Установлено, что при расчетной величине междупластовой потолочины, превышающей минимально допустимое значение, параметры отработки некондиционного по мощности пласта определяются только после расчетов параметров отработки кондиционного пласта. 4. Одним из вариантов нахождения ширины МКЦ на некондиционном пласте, которая выражается как разность между межосевым расстоянием на основном пласте и шириной камеры на некондиционном пласте, является определение методом подбора оптимальной ширины камеры, при которой степень нагружения МКЦ равна допустимому значению. 5. Установлено, что при буровзрывной выемке сильвинитового пласта некондиционной мощности радиус трещинообразования, определенный на основе расчета импульса взрыва и динамической прочности пород, не превышает 0,6 м, а при совместной выемке сильвинитового пласта некондиционной мощности буровзрывным способом и сильвинитового пласта кондиционной мощности комбайновым способом радиус трещинообразования не превышает 0,39 м. При этом безопасная масса заряда взрывчатого вещества определяется с учетом массовой скорости.

Об авторах

Сергей Семенович Андрейко

Пермский национальный исследовательский политехнический университет

Автор, ответственный за переписку.
Email: ssa@mi-perm.ru
614990, Россия, г. Пермь, Комсомольский пр., 29

доктор технических наук, профессор, заведующий кафедрой разработки месторождений полезных ископаемых

Валентин Михайлович Мальцев

Пермский национальный исследовательский политехнический университет

Email: vmmal@bk.ru
614990, Россия, г. Пермь, Комсомольский пр., 29

кандидат технических наук, доцент кафедры разработки месторождений полезных ископаемых

Владимир Васильевич Аникин

Горный институт Уральского отделения Российской академии наук

Email: anikin@mi-perm.ru
614007, Россия, г. Пермь, ул. Сибирская, 78а

кандидат технических наук, научный сотрудник

Сергей Яковлевич Жихарев

Горный институт Уральского отделения Российской академии наук

Email: perevoloki55@mail.ru
614007, Россия, г. Пермь, ул. Сибирская, 78а

доктор технических наук, ведущий научный сотрудник

Список литературы

  1. Технология разработки калийных руд / В.Г. Зильбершмидт [и др.]. - М.: Недра, 1977.-287 с.
  2. Челпанова Е.В., Кошурников Н.С. О возможности разработки маломощных пластов Верхнекамского месторождения калийных солей // Известия вузов. Горный журнал. - 2004. - № 5. - С. 6-9.
  3. Шваб Р.Г., Цыганков С.Н., Дешковский В.Н. Перспективы развития калийной промышленности в Республике Беларусь // Горная механика. - 2005. - № 3. - С. 84-88.
  4. Старков Л.И., Земсков А.Н., Кондрашев П.И. Развитие механизированной разработки калийных руд. - Пермь: Изд-во Перм. гос. техн. ун-та, 2007. - 522 с.
  5. Семенов В.В., Мальчер М.А., Петров В.П. Российские проходческо-очистные комбайны для добычи калийной руды и каменной соли // Глюкауф. - 2007. - № 1. - С. 31-33.
  6. Новиков А. Оборудование фирмы DBT для камерно-столбовой системы разработки и проходки выработок // Глюкауф. - 2007. - № 1. - С. 44-49.
  7. Смычник А.Д., Морев А.Б., Васько М.В. Системы разработки калийных месторождений: технологические схемы, оборудование, эффективность // Горная механика: науч.-техн. журнал. - 2008. - № 4. - С. 16-28.
  8. Бензен Х. Калийная промышленность Германии // Глюкауф. - 2009. - № 1. - С. 27-30.
  9. Морев А.Б., Смычник А.Д., Казаченко Г.В. Горные машины для калийных рудников. - Минск: Интегралполиграф, 2009. - 544 с.
  10. Методическое руководство по ведению горных работ на рудниках ОАО «Сильвинит». - Новосибирск: Наука, 2011. - 487 с.
  11. Особенности разработки краевых частей Верхнекамского калийного месторождения / В.А. Соловьев, С.А. Константинова, Д.Н. Алыменко, Л.М. Спехов // Горный журнал. - 2011. - № 12. - С. 41-45.
  12. Исаевич А.Г. Снижение запыленности атмосферы рабочей зоны при работе комбайнового комплекса с барабанным исполнительным органом // Стратегия и процессы освоения георесурсов: сб. науч. тр. / ГИ УрО РАН. - Пермь, 2015. - Вып. 13. - С. 264-266.
  13. Исаевич А.Г. Актуальные вопросы организации проветривания тупиковых выработок // Стратегия и процессы освоения георесурсов: сб. науч. тр. / ГИ УрО РАН. - Пермь, 2016. - Вып. 14. - С. 266-268.
  14. Указания по защите рудников от затопления и охране подрабатываемых объектов на Верхнекамском месторождении калийных солей. - СПб.-Пермь-Березники, 2014. - 130 с.
  15. Методические рекомендации к «Указаниям по защите рудников от затопления и охране подрабатываемых объектов на Верхнекамском месторождении калийных солей». - СПб.-Пермь-Березники, 2014. - 66 с.
  16. Правила безопасности при ведении горных работ и переработке твердых полезных ископаемых: Федеральные нормы и правила в области промышленной безопасности № 32935: утв. 11.12.2013. - М.: ЗАО НТЦ ПБ, 2015. - Вып. 78. - 273 с.
  17. Руководство по ведению взрывных работ на калийных рудниках Верхнекамского месторождения. - Пермь, 1984. - 195 с.
  18. Мальцев В.М., Шабловский В.П. Экспериментальные исследования трещинообразования в соляных породах при взрыве одиночного шпурового заряда ВВ на две обнаженные поверхности // Разработка соляных месторождений: межвуз. сб. науч. тр. - Пермь, 1983. - С. 95-98.
  19. Определение параметров комплекта шпуровых зарядов ВВ / В.А. Безматерных, П.А. Лыхин, Н.Н. Лещуков, В.М. Мальцев // Физико-технические проблемы разработки полезных ископаемых. - 1975. - № 6. - С. 69-73.
  20. Bandis S.C., Lumsden A.C., Barton N.R. Fundamentals of rock joint deformation // International Journal of Rock Mechanics and Mining Sciences & Geomechanics Abstracts. - 1983. - Vol. 20, № 6. - Р. 248-268. doi: 10.1016/0148-9062(83)90595-8
  21. Barton N., Bandis S., Bakhtar K. Strength, deformation and conductivity coupling of rock joints // International Journal of Rock Mechanics and Mining Sciences & Geomechanics Abstracts. - 1985. - Vol. 22, № 3. - Р. 121-140. doi: 10.1016/0148-9062(85)93227-9
  22. Bungum H., Mykkeltveit S., Kvaerna T. Seismic noise in Fennoscandia with emphasis on hight frequencies // Bulletin of the Seismological Society of America. - 1985. - Vol. 75, № 6. - Р. 1489-1513.
  23. Pyrak-Nolte L.J., Myer L.R., Cook N.G.V. Transmission of seismic waves across singl natural fractures // Journal of Geophysical Research: Solid Earth. - 1990. - Vol. 95, № В6. - Р. 8617-8638. doi: 10.1029/JB095iB06p08617
  24. Fracture interface waves / B. Gu, K.T. Nihei, L.R. Myer, L.J. Pyrak-Nolte // Journal of Geophysical Research: Solid Earth. - 1996. - Vol. 191, № 1. - Р. 827-835. doi: 10.1029/95JB02846
  25. Development of a fuzzy model for predicting the penetration rate of tricone rotary blasthole drilling in open pit mines / L. Kricak [et al.] // Journal of the Southern African Institute of Mining and Metallurgy. - 2015. - № 115(11). - P. 1065-1071.
  26. Drill monitoring results reveal geological conditions in blasthole drilling / P. Hatherly [et al.] // International Journal of Rock Mechanics and Mining Sciences. - 2015. - № 78. - P. 144-154. doi: 10.1016/j.ijrmms.2015.05.006
  27. Servet D. Variation of vertical and horizontal drilling rates depending on some rock properties in the marble quarries // International Journal of Mining Science and Technology. - 2014. - № 24 (2). - Р. 269-273. doi: 10.1016/j.ijmst.2014.01.020
  28. Anforderungen an die genauigkeit der zündzeiten elektrischer sprengzünder und versuche zur ermittlung des einflusses des verzögerungsintervalls auf das Sprengergebnis / H.-P. Gerhardt [et al.] // Kali und Steinsalz. - 2013. - Heft 1. - S. 20-29.
  29. Behnsen H., Krüger D. Kongressbericht zur 29. Bergtechnischen tagung 2013 in Hannover // Kali und Steinsalz. - 2013. - Heft 2. - S. 10-15.
  30. Steinhage M., Triebel R. Arbeitsplatzgrenzwerte: gesundheitsschutz der arbeitnehmer verbessern und die wettbewerbsfähigkeit der industrie wahren // Kali und Steinsalz. - 2014. - Heft 3. - S. 6-13.
  31. Лыхин П.А., Мальцев В.М. Нормированный импульс дробления как показатель дробимости горных пород // Физические проблемы разрушения массивов горных пород: сб. докл. междунар. конф. - М.: РАН, 1999. - С. 174-176.
  32. Лыхин П.А., Мальцев В.М. Частный закон импульса разрушения горных пород свободным ударом // Известия вузов. Горный журнал. - 2001. - № 1. - С. 53-55.
  33. Мальцев В.М., Андрейко С.С. Метод расчета цилиндрического вруба с учетом величины коэффициента разрыхления взрываемой породы // Известия вузов. Горный журнал. - 2004. - № 4. - С. 70-72.
  34. Андрейко С.С. Разработка параметров буровзрывных работ для эффективного инициирования выбросов соли и газа при пересечении выбросоопасных геологических нарушений // Наука - производству. - 2005. - № 1. - С. 52-54.
  35. Мальцев В.М., Соловьев В.А. Ударно-импульсный метод расчета параметров клинового вруба // Взрывное дело. - 2008. - Вып. №99/56. - С. 20-32.
  36. Мальцев В.М. Расчет радиуса зоны трещинообразования одиночного удлиненного заряда ВВ // Стратегия и процессы освоения георесурсов: сб. науч. тр. - Пермь: Изд-во ГИ УрО РАН, 2010. - С. 220-223.
  37. Мальцев В.М. Определение динамической прочности горных пород по величине радиуса зоны трещиноватости от взрыва шпурового заряда ВВ // Стратегия и процессы освоения георесурсов: сб. науч. тр. - Пермь: Изд-во ГИ УрО РАН, 2011. - С. 262-263.
  38. Параметры буровзрывного инициирования выбросов соли и газа при пересечении выбросоопасных геологических нарушений / О.И. Марков, С.П. Береснев, Ю.Б. Петровский, С.С. Андрейко, В.М. Мальцев // Горный журнал. - 2010. - № 8. - С. 75-77.
  39. Правила безопасности при взрывных работах: Федеральные нормы и правила в области промышленной безопасности.- М.: Научно-технический центр исследований проблем промышленной безопасности, 2015. - Сер. 13, вып. 14. - 332 с.
  40. Справочник взрывника / под ред. Б.Н. Кутузова. - М.: Недра, 1988. - 511 с.

Статистика

Просмотры

Аннотация - 229

PDF (Russian) - 140

PDF (English) - 47

Ссылки

  • Ссылки не определены.

© Андрейко С.С., Мальцев В.М., Аникин В.В., Жихарев С.Я., 2017

Данный сайт использует cookie-файлы

Продолжая использовать наш сайт, вы даете согласие на обработку файлов cookie, которые обеспечивают правильную работу сайта.

О куки-файлах