книги / Технология и безопасность взрывных работ

Скважины располагают в один или несколько рядов (до 10) параллельно фронту забоя. Заряжают их порошкообразным или гранулированным ВВ. Одновременно взрывают несколько десятков скважинных зарядов по фронту длиной до 800 м, чтобы обеспечить бесперебойную работу экскаваторов в течение длительного времени.

Для качественного дробления породы на уровне подошвы забоя и предупреждения образования порогов (выступов неразрушенной или полуразрушенной породы, не поддающейся уборке экскаватором) скважины бурят ниже подошвы забоя. Часть скважины, находящуюся ниже подошвы забоя, называют перебуром. Его длина Lпер (м) зависит от крепости породы и принимается в пределах (0,2…0,4)Wп или (10…15)dскв.

Перебур не допускается в том случае, когда в подошве забоя залегает пустая порода, которая разубоживает добываемое полезное ископаемое.

Как правило, скважины заряжают порошкообразным, гранулированным или эмульсионнным ВВ.

Конструктивно скважинный заряд ВВ может быть сплошным и рассредоточенным (с воздушными и/или породными промежутками между зарядами ВВ).

Порядок взрывания скважинных зарядов на поверхности может быть мгновенным, когда интервал между взрывами составляет t = 2…5 мс, короткозамедленным (КЗВ), когда интервалы между зарядами t = 10…500 мс.

При мгновенном многорядном взрывании основное действие зарядов скважин первого ряда направлено в строну откоса уступа, а зарядов последующих рядов – вверх. Это приводит к повышенному разлету кусков, выбросу породы на верхнюю площадку уступа, большим заколам массива, широкому развалу отбитой породы и сильному сейсмическому эффекту.

При короткозамедленном взрывании увеличение времени действия волн напряжений на массив и создание дополнительных свободных поверхностей для смежных зарядов КЗВ позво-

231

ляет повысить равномерность дробления, уменьшить нарушенность массива от предыдущего взрыва, сократить выход негабарита и уменьшить расход ВВ на 10–15 %. Наиболее эффективно многорядное КЗВ: по сравнению с однорядным улучшается качество взрыва за счет интенсивного дробления породы вокруг каждого заряда.

При КЗВ интервал замедления t (мс) при однорядном расположении скважинных зарядов:

t = K · W,

где K – коэффициент, зависящий от взрываемости породы, мс/м (для трудновзрываемых K = 1,2…2,5; для средневзрываемых K = 3…4; для легковзрываемых K = 5…6).

При многорядном взрывании t увеличивается на 25 %. Отношение расстояния между скважинами а (м) к линии

сопротивления по подошве Wп (м) называется коэффициентом сближения скважин:

Для второго и последующих рядов m’ = a/b.

Отсюда расстояние между скважинами заряда а (м) в ряду составит:

a = m · Wп.

Для зарядов нормального дробления коэффициент сближения m принимается в зависимости от диаметра взрывных скважин dскв (м):

m 0,5 / 3 d .

При многорядном КЗВ расстояние между рядами скважин b (м) можно найти по формуле

b = (0,85÷1) Wп.

232

Для одиночных скважинных зарядов величину Wп можно определить по формуле проф. С.А. Давыдова:

где kт – коэффициент трещиноватости (для монолитных пород – 1, для трещиноватых – 1,1; сильнотрещиноватых – 1,2); d – диаметр заряда, м; ρвв – плотность заряда ВВ в скважине, кг/дм3; kвв – коэффициент относительной работоспособности ВВ (по отношениюкаммониту6 ЖВ); ρп – плотностьгорныхпород, кг/дм3.

При однорядном расположении скважин с учетом взаимодействия зарядов в группе, фактическая линия сопротивления по подошве Wф будет больше Wод:

Wф Wод (1,6 0,5m).

Есть практическая формула для расчета W (м):

W = k · √ p/q·m,

где k = 0,9 – эмпирический коэффициент; р – плотность ВВ на 1 м длины заряда, кг/м; q – удельный расход ВВ, кг/м3; m – коэффициент сближения скважин.

Из геометрии известно, что р = π·d2·ρ·1 м/4 = 0,785·d2·ρ·1 м. Подставив выражение p в основную формулу, получим:

W = 0,9·28 · d · √ρ/qm = 25d· √ρ/qm.

Здесь ρ выражается в г/см3. В реальном диапазоне величин q, ρ, m для средних пород значение корня изменяется в пределах

0,7–1,75.

Тогда W = (18…45)·d для всего диапазона всех ВВ и средних (слабых) пород, т.е. в одинаковых условиях взрывания, изменение W строго соответствует изменению d.

В этом и заключается практическое воплощение закона геометрического подобия взрыва. Для удлиненных зарядов разница будет в диаметрах зарядов.

233

В настоящее время отсутствует теоретическое обоснование выбора диаметра заряда-скважины d, поэтому пользуются даннымипрактическогоопытаприменительнокконкретнымзадачам.

С учетом категорий трещиноватости пород возможны следующие рекомендации:

в породах I–II категорий трещиноватости (см. табл. 1.5) диаметр заряда-скважины следует выбирать возможно большим: для карьеров 250–350 мм;

в породах II категории, а также в однородных породах III категории при многорядном КЗВ на карьерах предпочтительны диаметры зарядов-скважин 200–250 мм;

в породах крупноблочных IV категории, а также неоднородных и часто перемежающихся породах V категории диаметр зарядов-скважин следует уменьшать до 120–160 мм.

Существуют различные эмпирические формулы для определения диаметра скважины d (мм), например:

d = 9Н + 35,5Kр + 33,5F – 195,

где Н – высота взрываемого уступа, м; Kр – коэффициент разрыхлениявзорваннойгорноймассы; F – группагрунтовпоСНиПу.

Диаметр скважины d (мм) может быть определен из условия равенства производительности бурового станка и экскаватора:

d 100 Eэ ,

где Еэ – вместимость ковша экскаватора, м3:

РазличаютрасчетныйифактическийудельныйрасходВВ. Фактический удельный расход ВВ qф (кг/м3) можно установить только после проведенного взрыва путем деления израс-

ходованной массы ВВ на взорванный объем породы.

234

Расчетный (проектный) удельный расход ВВ qр (кг/м3) может быть рассчитан на основе эталонного расхода ВВ qэ с учетом технологических и организационных условий взрыва, например по формуле, предложенной проф. В.В. Ржевским [25]:

qp = qэ · KВВ · KД · KТ · KСЗ · KV · KС.П,

где KВВ – переводной коэффициент от эталонного ВВ (аммонита №6 ЖВ) к используемому ВВ на карьере, для перевода применяются поправочные коэффициенты (см. табл. 1.8); KД – коэффициент, учитывающий необходимую степень дробления в данных условиях. При определении qэ принята степень дробления n = 2, поэтому: KД = 0,5/dср, где dср – требуемый средний размер куска взорванной породы, м. KТ – коэффициент, учитывающий трещиноватость породного массива. Определяется по формуле: KТ ≈ 1,2·lср + 0,2, где lср – средний линейный размер отдельностей в массиве, м; KСЗ – коэффициент, учитывающий фактически принимаемую степень сосредоточенности заряда ВВ, т.е. форму заряда ВВ в массиве, отличную от принятой при определении qэ (сосредоточенный заряд в центре куба). При методе скважинных зарядов величина KСЗ зависит от диаметра скважины dс, который определяет радиус зоны регулируемого дробления:

и трудновзрываемых породах KСЗ ≈ 1,05…1,1; KСЗ ≈ 1,2…1,25;

KСЗ ≈ 1,35…1,4;

при рассредоточении заряда в скважинах большого диаметра величина KСЗ умножается на поправочный коэффициент

kп = 0,95;

KV – коэффициент, учитывающий высоту уступа:

235

при высоте уступа Hy ≤ 15 м, KV 3 15 ;

Hу

при высоте уступа Hy ≥ 15 м, KV 3 H15у ;

KСП – коэффициент, учитывающий место положение заряда

ичисло свободных поверхностей;

KСП = 10 при 1 свободной поверхности;

KСП = 8 при 2 свободных поверхностях;

KСП = 6 при 3 свободных поверхностях;

KСП = 4 при 4 свободных поверхностях;

KСП = 2 при 5 свободных поверхностях;

KСП = 1 при 6 свободных поверхностях.

KСП = 8 для мгновенного однорядного взрывания и для КЗВ многорядного взрывания.

На основе этой формулы и обобщения опыта взрывных работ на различных карьерах разработана классификация массивов горных пород по взрываемости на карьерах (см. табл. 1.7), по которой

рекомендуетсябратьрасчетныйудельныйрасходВВqр. Профессор Б.Н. Кутузов [3] предложил следующую фор-

мулу для определения расчетного удельного расхода ВВ qp (кг/м3), обеспечивающего требуемое дробление по выходу крупных кусков в развале взорванной массы:

где ρ – плотность пород, т/м3; f – коэффициент крепости пород по М.М. Протодъяконову; dз – диаметр заряда (диаметр скважины по долоту), мм; d0 – средний размер отдельности в массиве, м; dk – необходимый кондиционный размер куска, м; kвв – коэффициент, учитывающий теплоту взрыва эталонного и применяемого ВВ:

236

kвв = Qэ /Qф,

где Qэ – теплота взрыва эталонного ВВ (граммонит 79/21); Qф – теплота взрыва применяемого ВВ.

На основе этой формулы составлена классификации массивов горных пород по взрываемости на карьерах (см. табл. 1.6).

6.3.2. Расчет скважинных зарядов рыхления

По выбранным значениям диаметра заряда dЗ (м), типу используемого ВВ и способу взрывания вычисляются параметры скважинных зарядов:

1. Масса заряда ВВ в 1 м скважины γз (кг/м):

где ∆ – плотность ВВ в скважине, кг/м3.

2. РасчетныйудельныйрасходиспользуемогоВВqр (кг/м3):

qр = qэт · Рэт /Р,

где qэт – удельный расход эталонного ВВ (табл. 6.1), кг/м3; Рэт – работоспособность эталонного ВВ (аммонит № 6ЖВ), Рэт = 360 см3; РВВ – работоспособность ВВ, принятого для ведения взрывных работ, см3.

Таблица 6.1 Значения удельного расхода эталонного ВВ (аммонит №6ЖВ)

Примечание. При котловых шпурах расход на основное взрывание такой же, как для скважинных зарядов. На прострелку шпуров необходимо брать дополнительно не менее 0,7 % основного заряда в породах V–IX категорий, не менее 1,4 % – в породах X–XIII категорий и не менее 2,5 % – в породах более XIII категории.

237

3. Площадь поверхности уступа S (м2), приходящейся на одну скважину:

S = k · γз / qр,

где k – коэффициент, зависящий от высоты уступа Н: при Н ≤ 10

мk = 0,6; при Н > 10 м k = 0,7).

4.Линия сопротивления по подошве Wп (м):

Wп = 0,9 · √ (γз /qр · m),

где m – коэффициент сближения зарядов скважин, m = a/Wп. Линию сопротивления по подошве Wп можно принять так-

же по табл. 6.2 в зависимости от текстуры взрываемой породы.

Таблица 6.2 Значения параметров расположения скважин

Полученную величину линии сопротивления Wп необходимо проверитьпоусловиюбезопасного ведениябуровыхработW:

Wп ≥ W,

W H ctg С,

где Н – высота взрываемого уступа, м; α – угол откоса борта уступа, град; С – минимально допустимое расстояние от оси скважины до верхней бровки уступа, принимаемое С = 3 м.

Если условие не выполняется, то необходимо применять наклонные или парносближенные скважины, котловые заряды.

238

5. Объем V (м3) горной породы, разрушаемой одним скважинным зарядом:

V = Wп · a · H,

где Н – высота уступа, м.

6.Масса одного скважинного заряда Qвв (кг): Qвв = q · V.

7.Длина скважинного заряда lз (м): lз = Qвв /γз.

8.Длина перебура lп (м): lп = (0,2÷0,4)·Wп.

9.Длина скважины L (м): L = Н + lп.

10.Длина забойки lзаб (м): lзаб = L – lз.

Проверяется выполнение условия: 0,8Wп ≤ lзаб ≤ 1,2Wп. Еслиlзаб < 0,8Wп, тонеобходимоуменьшитьдлину зарядаlз:

•принять меньшее значение Wп и/или а, чтобы снизить объем взрываемой породы и заряд ВВ;

•прострелить нижнюю часть скважины малым зарядом

ВВдля создания котла, благодаря чему образуется емкость увеличенной вместимости.

Если lзаб > 1,2Wп, то следует увеличить длину заряда lз:

•принять большее значение Wп и/или a, чтобы увеличить объем взрываемой породы и заряд ВВ;

•применить рассредоточенный заряд, т.е. разделить его на две и более частей, предусмотрев между ними инертные (воздушные) промежутки.

Во всех случаях при принятии больших или меньших значений Wп и/или а расчеты по пунктам 5–10 повторяются до по-

лучения требуемого результата: 0,8Wп ≤ lзаб ≤ 1,2Wп.

11. Необходимое количество скважин Nскв (ед.) для взрывания заданной длины фронта уступа Lф (м):

Nскв = Lф /а.

12. Расход средств взрывания на одну скважину определяется применяемым способом инициирования заряда ВВ.

Например, при полностью дублированной схеме взрывания с использованием детонирующего шнура (ДШ) в каждую сква-

239

жину вводят две линии ДШ. Концы ДШ, выходящие из скважины на 0,5–1 м, присоединяют к двум магистральным линиям ДШ, которые прокладывают вдоль устьев скважин.

Расход ДШ Lдш (м) на одну скважину с учетом дополнительных 10 % на сростки и прогибы, составит:

Lдш = 1,1·2 · (а + L + 1).

13.Удельный расход ДШ на 1 м3 породы взорванной по-

роды lдш (м/м3): lдш = Lдш /V.

14.Удельная длина скважины на 1 м3 породы lскв (м/м3):

lскв = L/V.

Результаты расчетов отображаются графически (рис. 6.4):

Рис. 6.4. Схема расположения скважин на уступе и конструкция скважинного заряда ВВ с разделением на части: 1 – забойка скважины; 2 – инертный промежуток (забойка); 3 – верхняя часть заряда; 4 – нижняя часть заряда; 5 – уступ; 6 – две линии ДШ

240