Диаметр заряда, линия сопротивления по подошве и сетка расположения скважин

Практикой установлено, что для каждой категории пород суще­ствует линейная зависимость вида W= кd₃, угол наклона кото­рой определяется крепостью и блочностью пород (рис. 10.8). Однако эта зависимость в предположении постоянного удель­ного расхода ВВ допускает, что с увеличением диаметра заряда выход крупных фракций при взрыве увеличивается. Это происходит потому, что с увеличением W все больший процент отдельностей, слагающих массив, при взрыве попадает в зону практически нерегулируемого дробления. Уменьшив диаметр заряда, можно достигнуть положения, при котором все отдель­ности попадают в зону регулируемого дробления. Поэтому диа­метр заряда относится к одному из наиболее мощных параметров регулирования степени дробления. При меньших диаметрах за­рядов, кроме того, уменьшаются заколы за линию зарядов в глубь массива, уменьшается относительный объем переизмельчения породы вокруг заряда и происходит распространение энергии по массиву с меньшим затуханием. Однако на некоторых пред­приятиях при уменьшении диаметра заряда с 200 до 100 мм (на­пример, крупноблочные породы Первоуральского титаномагне-

титового карьера) не было обеспечено существенного снижения выхода негабарита. Это объясняется тем, что в настоящее время себестоимость обуривания массива скважинами уменьшенного диаметра значительно выше. Поэтому на практике имеется тен­денция расширить сетку скважин при меньшем диаметре, т. е. увеличить отношение W/d₃, что ведет в крупноблочных породах к ухудшению дробления.

Работами, выполненными трестом Союзвзрывпром, показано, что увеличением коэффициента сближения скважин т = а/W от 0.6 до 1 при среднем удельном расходе ВВ дробление пород не ухудшается, а в ряде случаев даже улучшается вследствие более полного заполнения скважины ВВ и уменьшения длины забойки. Поэтому при однорядном взрывании применяют т = 0,8 : 1. При многорядном расположении зарядов по квадратной сетке (рис. 10.9) благодаря диагональной схеме коммутации т_ф = а_ф/W_ф увеличивается до двух по сравнению с исходным т = а/W, а заряды взрываются в шахматном порядку

Улучшение дробления достигается за счет снижения фактиче­ского значения W, а также за счет соударения разлетающихся масс разрушенной породы.

Себестоимость отбойки целесообразно снижать в первую оче­редь за счет наиболее высоких статей затрат. С увеличением кре­пости пород f от 6 до 18 затраты на бурение растут быстрее (~ в 10 раз), чем затраты на взрывание ( ~ в2 раза). При этом в породах ниже средней крепости расходы на взрывные работы составляют 70 % общих расходов на отбойку, а в крепких, наобо­рот, затраты на буровые являются основными в себестоимости отбойки (рис. 10.10). Поэтому в породах ниже средней крепости f< 7 основное внимание следует уделять снижению расходов на взрывание (применение дешевых ВВ), в крепких породах (f > 14 : 16) — снижению себестоимости буровых работ (при­менение более производительных способов бурения, большого диаметра скважин, инструмента лучшего качества и т. д.).

Рис. 10.10. Изменения относительных затрат С на бурение (1) и взрывание (2) в зависимости от коэффициента крепости пород f.

Замена в крепких породах деше­вых ВВ на более мощные с высокой объемной концентрацией энергии, но и более дорогие может быть вполне целесообразна, если вследствие этого можно обеспечить большее снижение себестоимости обуривания массива и отбойки породы. При таком подходе снижение себестоимости отбойки происходит более интенсивно при сохранении хорошего качества взрыва.

Современное состояние изученности вопроса не позволяет дать теоретическое решение и обосновать выбор диаметра заряда. Поэтому следует пользоваться данными практического опыта применительно к конкретным задачам. В частности:

1) в породах I—II категории трещиноватости (см. табл. 1.1) диаметр заряда следует выбирать возможно большим (250—350 мм) и ограничивать лишь технологическими задачами предприятия. Например, на железорудных карьерах КМА, Кривого Рога, раз­рабатывающих мелкоблочные железистые кварциты высокой проч­ности и абразивности, целесообразно бурить скважины диаметром не менее 250 мм, а лучше 320 мм, так как более тяжелые шарошечные станки СБШ-320М работают более устойчиво на крепчайших по­родах. С целью снижения расходов на бурение целесообразно скважины расширять огневым способом до диаметра 400— 500 мм, а сетку скважин расширять с 5,5x5,5 до 9x9м и более.

В то же время на вскрышных уступах крупных угольных разрезов, разрабатывающих породы низкой и средней крепости средне- и мелкоблочные, применение взрывных скважин более 300 мм оказывается неэффективным, так как при большом (400 мм и более) диаметре скважин происходят большие разрушения в глубь массива, увеличиваются заколы за линию скважин, ухудшается устойчивость откосов уступов;

2) в породах II категории, а также в однородных породах III ка­тегории при многорядном короткозамедленном взрывании пред­почтительнее диаметры 200-250 мм.

Это наиболее типичные условия разработки месторождений минерального сырья различных отраслей, где применяются для бурения скважин главным образом шарошечные станки СБШ-250МНА, СБШ-250МН и 2СБШ-200Н;

3) в породах крупноблочных IV категории, а также неоднород­ных и часто перемежающихся породах V категории диаметр скважин следует уменьшать до 100—150 мм. Карьеров с такими породами в стране относительно небольшое число. Это карьеры

Первоуральского рудоуправления, Орловского ГОКа, алунитовый карьер (Азербайджан), Шарташский гранитный, Саткинский магнетитовый. При выборе диаметра скважин, кроме взрываемости пород, необходимо учитывать и годовую производительность предприятия, с увеличением которой при любых породах надо применять высокопроизводительную буровую технику и диаметры скважин не менее 200 (215) мм.

С увеличением глубины карьеров существенно усложняются условия взрывания: на многих месторождениях породы становятся более крупноблочными и трудновзрываемыми; увеличивается обводненность скважин; уменьшается ширина рабочих площадок уступа; ухудшается устойчивость бортов карьеров и, следова­тельно, увеличивается опасность сейсмического воздействия взры­вов.

Поэтому в перспективе неизбежен переход от многорядного взрывания вертикальных скважин большого диаметра к взрыва­нию наклонных скважин среднего (200 мм) и уменьшенного (150 мм) диаметра; переход от маломощных неводоустойчивых ВВ к более мощным водоустойчивым ВВ с высокой объемной концентрацией энергии; замена тяжелых станков для скважин диаметром 250— 320 мм высокопроизводительными станками для бурения наклон­ных скважин 150—200 мм со сменной производительностью 120— 150 м в породах средней крепости. Эти станки должны обеспечи­вать эффективное бурение и крепчайших пород.

Однако при этом необходимо решить сложные задачи заряжа­ния и монтажа сети большого числа скважин, а также их сохран­ности до заряжания. В связи с этим перспективен переход к заряжанию и забойке наклонных скважин сразу после их бурении и к взрыванию блока по мере его готовности. Это дает большой экономический эффект за счет уменьшения потерь скважин. Осо­бенно перспективно применение высокопроизводительных стан­ков для бурения скважин диаметром 100—150 мм на карьерах небольшой годовой производительности (до 500 тыс. м³ горной массы в год), на глубоких горизонтах крупных карьеров, где ведется, как правило, взрывание крупноблочных трудновзрываемых горных пород, при использовании контурного взрывания в процессе выхода бортов карьеров на их проектное поло­жение.

Установлено, что нарушение взрывом захватывает в основном район первого ряда зарядов. Поэтому возможности регулирова­ния степени дробления при однорядном взрывании более ограни­чены. При многорядном расположении зарядов степень дробления горной массы улучшается в результате того, что заряды второго и последующих рядов работают в менее нарушенном массиве. Чем больше рядов зарядов, тем меньше объем породы первого ряда, отнесенный ко всему объему взрыва, и тем меньше средний выход негабарита. Отсюда можно ориентировочно рассчитать выход негабарита при многорядном взрывании.

Приняв сетку расположения скважин и массу зарядов по рядам одинаковыми, можно определить средний выход негабарита при взрыве п рядом зарядов:

Vn=V₁+V₂(n-1)/n=V₀*1+V₂/V₁(n-1)/n

где V₁ — выход негабарита по первому ряду скважин,%; V₂ —

выход негабарита по второму ряду скважин и последующим рядам при тех же параметрах взрывания, %; V_п — средний выход нега­барита при взрывании п рядов зарядов, %.

Зная отношение V₂/V₁ по результатам однорядного взрывания, можно найти выход негабарита при переходе на многорядное рас­положение зарядов; для обычных условий V₂/V₁ = 0,25:0,3. Поэтому окончательно расчетная формула имеет вид

Vn=V₁*1+0.3(n+1)/n

КОНСТРУКЦИЯ ЗАРЯДА

Существенное влияние на степень дробления горной массы оказывает конструкция заряда. При равном выходе горной массы с 1 м скважины и удельном расходе ВВ рассредоточение заряда приводит к улучшению дробления вследствие увеличения зоны регулируемого дробления по сравнению со сплошным зарядом (рис. 10.11). Рассредоточение заряда целесообразно только в том случае, если емкость используется не полностью, т. е. оно "наи­более рационально в том случае, если по каким-либо причинам в однородных породах применяется сближенная сетка расположе­ния зарядов и сплошной заряд занимает незначительную часть скважины (менее 0>5 длины). В неоднородных породах целесо­образно рассредоточивать заряд, чтобы последний располагать в наиболее трудновзрываемых участках породы (например, в круп­ноблочном пласте, расположенном в средней или верхней части уступа). Причем важно отделить участком забойки твердую часть массива от мягкой или наоборот, так как в этом случае действие заряда в твердой части массива (пропластке) наиболее эффективно (рис. 10.12, а, б). При сплошном заряде (рис. 10.12, в, г) дей­ствие заряда в мягкой части массива развивается более активно, а в зоне дробления твердой части массива (пропластке) умень­шается. Расчеты показывают, что в ряде случаев выгодно приме­нить рассредоточение зарядов, несмотря на большую трудоем­кость работ. Это особенно удобно, когда заряжание выполняется вслед за бурением. В качестве материала для рассредоточения используются порода, вода, воздух.

По данным акад. Н. В. Мельникова и докт.техн. наук Л.Н. Марченко, рассредоточение скважинных зарядов воздуш­ными промежутками улучшает дробление породы и изменяет ха-

рактер действия взрыва в породе (рис. 10.13). При взрыве сплош­ного заряда без воздушных промежутков происходит переизмель­чение породы в ближней зоне за счет высокого давления газообраз­ных продуктов в зарядной камере. В дальнюю зону передается относительно меньшее количество энергии, из-за чего порода в ней дробится на более крупные куски. Создавая в заряде воздуш­ные промежутки, можно уменьшить плотность заряда в скважине и значительно снизить пиковое давление взрыва на границе заряд-порода, тем самым сократить переизмельчение породы около заряда и увеличить время активного воздействия взрыва на среду. При этом газы верхнего заряда запирают газообразные продукты взрыва нижнего заряда, увеличивая таким образом время его действия на массив. В результате такого изменения параметров взрывного импульса (произведение давления на время его действия) доля энергии, идущая на местное переизмельчение, уменьшается, повышается коэффициент использования энергии на дробление

в дальней зоне. Применение зарядов с воздушными промежутками обеспечивает более равномерное дробление горной массы.

В воздушном промежутке происходит столкновение двух по­токов взрывных газов от смежных частей заряда, что приводит к резкому возрастанию давления и более равномерному дробле­нию породы даже в том месте скважины, где нет заряда ВВ.

Одним из существенных недостатков взрывания с воздушными промежутками является неудобство их формирования. В настоящее время ИГД им. А. А. Скочинского разработаны устройства из полиэтилена, позволяющие быстро и просто создавать воздушный промежуток требуемой длины в скважинном заряде.

Проведенные исследования показали, что дробление породы можно улучшить, если создать воздушный промежуток между основным зарядом и укороченной забойкой (рис. 10.14, а) в со­четании с использованием в ней запирающих зарядов массой 5— 10 кг (рис. 10.14, б), которые, взрываясь одновременно с основным, препятствуют выбросу забойки.

На некоторых карьерах получены хорошие результаты по проработке подошвы уступа за счет оставления промежутка с воздухом или заполненного водой в перебуре (рис. 10.14, в). Наличие воздушного промежутка в перебуре снижает сейсмиче­ское действие взрыва, особенно в ближней зоне, а потому этот метод рекомендуется применять при взрывании в стесненных условиях вблизи зданий и промышленных сооружений. На карь­ерах этот метод имеет ограниченное применение, так как в боль­шинстве случаев в нижней части скважины имеется вода.

Длина воздушного промежутка между частями зарядов в боль­шинстве случаев устанавливается эмпирически и зависит от длины

колонки заряда, типа ВВ и физико-технических свойств пород. Воздушный промежуток малой длины не дает эффекта, а воздуш­ный промежуток завышенной длины может привести к ухудше­нию дробления вследствие чрезмерного снижения давления в за­рядной камере. Суммарную длину воздушных промежутков мо­жно принимать в следующих пределах: для слабых пород — 0,3— 0,4 длины колонки заряда; для пород средней крепости — 0,2— 0,3 длины колонки заряда; для пород крепких — 0,15—0,2 длины колонки заряда.

Величина верхней части заряда принимается 0,25—0,35 от общего заряда.

Если длина воздушного промежутка превышает 3,5—4 м, то следует рассредоточить заряд на несколько частей. Каждую часть рассредоточенного заряда инициируют отдельным боеви­ком или мощным детонирующим шнуром, обеспечивающим устой­чивую детонацию используемого ВВ по всей длине заряда.

При заряжании обводненных скважин рассредоточения заряда забойкой следует избегать, так как это приводит к ухудшению детонационной способности или к отказу заряда ВВ.

Недостатки применения рассредоточенных зарядов: сложность заряжания, снижение производительности труда взрывников, трудность применения механизированного заряжания.