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 Vн1,Vн2 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 выборурасхода 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/dк)2/5 итывая 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 + 0,8dо) = 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
dк — необходимый кондиционный размер куска, м.
Переход к другому типу ВВ производится с помощью коэффициента квв учитывающего теплоту взрыва эталонного и применяемого ВВ:
квв=Qэ/QФ
где Qэ и QФ— 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*квв
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.