Добавил:
Опубликованный материал нарушает ваши авторские права? Сообщите нам.
Вуз: Предмет: Файл:

книги из ГПНТБ / Миндели, Э. О. Разрушение горных пород учебное пособие

.pdf
Скачиваний:
58
Добавлен:
23.10.2023
Размер:
31.47 Mб
Скачать

массы при взрывной отбойке. Процесс разрушения горных пород взрывом характеризуется определенным пределом энергоемкости качественного дробления. Поэтому при превышении этого предела путем чрезмерного сгущения сетки скважин или увеличения удель­ ного расхода ВВ качественные показатели дробления частично ухуд­ шаются.

Улучшение дробления трещиноватых пород можно достичь уменьшением диаметра зарядов. Однако уменьшение диаметра за­ рядов сказывается лишь при дроблении крупноблочных массивов вследствие того, что на практике применение скважин малого диа­ метра в первом ряду повлекло за собой увеличение их числа на уступе пропорционально отношению квадратов диаметров скважин,

атакже увеличение расходов на буровые работы при применении зарядов уменьшенного диаметра.

При дроблении трещиноватых сред учитывается также направле­ ние трещпн. Направленность зарядов относительно систем трещин существенно влияет на результаты дробления пород взрывом. Уста­ новлено, что оптимальными условиями взрыванпя участка будут такие, когда одна система трещпн параллельна направлению отбойки,

адругая перпендикулярна ему.

Поэтому при планировании параметров буровзрывных работ на горных предприятиях необходимо учитывать трещиноватость масси­ вов. Регулировать дробление трещиноватых горных пород можно

изменением:

расчетного расхода ВВ, диаметра заряда, величины

л. с. п. п.,

сетки скважин, вида ВВ, конструкции заряда, схемы

п интервала замедления.

Для каждых конкретных горно-геологических условий можно расчетно-экспериментальным путем установить сочетание оптималь­ ных параметров буровзрывных работ, при которых эффективность дробления трещиноватых сред будет достаточно высока.

§ 118. Применение плоских зарядов ВВ на карьерах

При рассмотрении отбойки крепких углей в подземных условиях была показана эффективность применения для этих целей плоских зарядов ВВ п рассмотрена теория действия плоского заряда ВВ в среде, показано, что применение плоских зарядов позволяет повы­ сить степень равномерного дробления горной массы за счет увели­ чения напряжений в удаленных точках массива при меньшем коэф­ фициенте геометрического расхождения. В настоящее время теоре­ тически и практически доказана эффектпвность применения плоских зарядов ВВ для разрушения крепких горных пород и в условиях открытых горных работ. Установлено, что ориентировка плоских зарядов относительно свободной поверхности должна обеспечить условия, при которых достигается максимальное использование растягивающих напряжений в падающей и отраженных волнах. Таким условиям удовлетворяет расположение зарядов параллельно свободной поверхности. В этом случае плоская волна, достигая сво­ бодной поверхности при минимальных потерях энергии, трансфор­

507

мируется в волну растяжения. Высокие растягивающие иапряжеиия на фронте плоской волны обеспечивают интенсивное разрушение массива по линии зарядов.

Использование энергии плоских волн напряжений для разруше­ ния пород в условиях открытых горных работ ведется двумя путями: бурением и взрыванием скважин щелевидной формы и взрыванием

 

 

 

 

парносближенных

скважинных

за­

 

 

 

 

рядов

ВВ.

 

 

 

 

плоских

 

 

 

 

С целью использования

 

 

 

 

зарядов для взрывной отбойки креп­

 

 

 

 

ких пород создана технология огне­

 

 

 

 

вого

бурения

скважин

щелевидиой

 

 

 

 

формы

 

станками

СБО.

В

основу

 

 

 

 

технологии положен принцип рас­

 

 

 

 

ширения

цилиндрических

скважин

 

 

 

 

сменными горелками-расширителями

 

 

 

 

без

вращения

термобура.

 

 

 

 

 

 

 

Щели разбуривали по следующей

 

 

 

 

схеме (рис. 276). После проходки

 

 

 

 

цилиндрической

скважины

мини­

 

 

 

 

мального диаметра термобур под­

 

 

 

 

нимали на поверхность

и стандарт­

 

 

 

 

ное днище горелки заменяли одно-

 

 

 

 

илп

двухсопловым

расширителем

 

 

 

 

с углом

наклона

сопла к

оси тер­

 

 

 

 

мобура 50°. Затем зажженный факел

 

 

 

 

расширителя ориентировали в нуж­

 

 

 

 

ном направлении и термобур опуска­

f u c . a / а.

Схема

разбурпванпя

ли на

забой

скважины,

где

выдер­

щелевпдного котла скважпны огне­

живали без вращения 5

мин.

После

вого бурения односопловым тер­

этого

поступательным

движением

 

— контур

мобуром:

вверх

без вращения

со

скоростью

1

щ?ли;

2 — крыто щели;

2,5 м/ч разбуривали щель.

 

 

 

>'

— факел; 4 — тер.чобур односопловый;

 

 

па­

 

о — цилиндрическая скважина

Как

 

показали

наблюдения,

 

 

 

 

раметры

щелей существенно

зави­

сят от скорости разбуривания. С уменьшением скорости подъема термобура объем и длина профиля щели увеличиваются. На отдель­ ных участках скважин в хорошо буримых породах при скорости раз­ буривания двухсопловой горелкой 4—5,5 м/ч длина щели увеличи­ валась до 630—670 мм. Ширина щелей во всех Опытах не превы­ шала 210—220 мм.

Для проверки теоретических положеипй по разрушению горных пород зарядами плоской формы на руднике НКГОКа был проведен взрыв щелевидных скважин с параметрам, близким к расчетным.

Размеры щ елей в сечении определяли из условия равенства их объемов

в экспериментальны х скваж инах,

которое

аналитически

вы раж ается зависи­

мостью

 

 

 

 

 

*.<>щ =

4

П

__

I

(X X V I I .1)

 

=ла[ц.)щ,

508

где ащ — длина щели; Ьщ — ширина щели; dK — принятый на карьере диаметр

котловых зарядов в скважинах огневого

бурения

(на НКГОКе

d K = 30 см).

В связи с тем, что ширина щели для существующей конструкции термобура

является величиной постоянной (2ЬЩ =

22 см =

const), можно

определить

длину щели из следующего выражения:

 

 

 

2ащ—2Ьщ

41 см.

 

 

Скорость разбуривания, необходимую для получения щели длиной 41 см, устанавливали экспериментально, она составила для двухсопловой горелки

2,0—2,5 м/ч.

Опытный участок блока был представлен неокисленными магнетитовыми роговиками с / = 18.

Линшо наименьшего сопротивления для щелевых скважин подсчитывали

по формуле

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

W =

 

 

 

(XXVII.2)

где г0 =

ащ =

Ьщ — радиус

цилиндрического

заряда;

W 0 — л. н. с. при

цилиндрических зарядах.

 

 

 

 

 

 

 

Коэффициенты А и В определяем по формулам:

 

 

 

 

 

А =

 

 

11+ 20,5

15,7

см;

 

 

 

 

 

 

2

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

р _

ащ — Ьщ

20,5—11

 

 

 

Таким образом,

ащ + Ьщ

20,5+11

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

W = 15.7 ® ^ . / i + (о,3)2 яаЭЮ см.

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Для получения равномерного дробления приняты: коэффициент сближения

скважин

1,1,

расстояние

между

скважинами

9,5 м,

расстояние

между

рядами

скважин 8,5 м. Щели

располагали на

уступе в шахматном

порядке

параллельно откосу. Остальные параметры экспериментального взрыва былп тождественны принятым на карьере.

В качестве ВВ использовали гранулированный тротил и зерногранулпт 20/80 в соотношении 2: 1 . Для отбойки применяли порядную схему многоряд­ ного короткозамедленного взрывания. Всего взрывали четыре ряда скважин с интервалом замедления 35 мс. Отбойку производили на неубранную горную массу. Горная масса, отбитая плоскими зарядами, отличалась более равномерным дроблением, чем на смежном участке, где применяли скважинные заряды.

Сравнение экспериментального и контрольного взрывов, показало, что изменение формы зарядов позволило увеличить выход горной массы с 1 м сква­ жины на 25% при снижении на 25% удельного расхода ВВ.

Однако в настоящее время бурение плоских зарядных камер осуществить технически там, где отсутствует термобурение, невоз­ можно. Поэтому для использования эффекта плоских зарядов при­ меняют метод парносближенных скважинных зарядов. Скважины размещают на расстоянии двух—шести диаметров одна от другой,

взависимости от физико-механических свойств пород и типа приме­ няемого ВВ. При одновременном взрывании зарядов, размещенных

вэтих скважинах, разрушение породы между стенками скважины приводит к образованию щелевидной взрывной полости. В дальней­ шем действие парносближенных зарядов протекает аналогично

509

с плоским, в результате достигается относительное увеличение вели­ чины напряжений в более удаленных точках массива в силу меньшего коэффициента геометрического расхождения.

Направленный характер действия н эффективность париосближенных зарядов могут быть объяснены параметрами затухания им­ пульса взрыва, увеличением поверхностей приложения энергии взрыва, а также последующим взаимодействием и усилением волны напряжений. Эксперименты показали, что затухание удельных им­ пульсов для парносближенных зарядов имеет существенно иной характер, чем для одиночных зарядов. Так, на расстоянии 100 г0 удельный импульс парносближенных зарядов в 1,7 раза выше удель­ ного импульса одиночного заряда такой же величины.

Установлено, что наибольший объем п интенсивность разруше­ ний соответствуют расстояниям между парносближеннымп зарядами в пределах 4—6 диаметров заряда.

Экспериментальными и промышленными массовыми взрывами, проведенными на карьерах Норильского, Джезказганского, Соко- ловско-Сарбайского комбинатов и на других карьерах, с достаточной достоверностью показано, что при взрывании парносближенных скважинных зарядов ВВ обеспечивается: увеличение выхода горной массы с 1 м скважпны иа 25—30%; лучшее дробление пород и сниже­ ние выхода крупных фракций в 1,4—2 раза; лучшее дробление пород в подошве уступа п снпженпе глубины перебура на 40—50%; снижение удельного расхода ВВ на 15—35%, ДШ — на 27%; сни­ жение стоимости взрывания 1 м3 горпой массы на 20—33%.

Рациональные параметры расположения парносближенных заря­ дов следующие: расстояние между центрами скважин равно 3—4 диаметрам заряда, коэффициент сближения зарядов 1,1—1,3; линия сопротивления по подошве и расстояние между рядами сква­ жин составляют 42—63 диаметра заряда, расстояние между парами скважин — 52—72 диаметра заряда.

Метод парносближенных скважинных зарядов является одним пз эффективных способов управления энергией взрыва, позволя­ ющим в зависимости от конкретных задач снизить затраты по буре­ нию и взрыванию без ухудшения дробления горной массы либо улучшить степень дробления пород без увеличения затрат по ком­ плексу буровзрывных работ.

§ 119. Технология взрывной отбойки в зажатой среде

Взрывание в зажатой среде является одним из прогрессивных методов управления энергией взрыва, позволяющим управлять дроблением и формой развала взрываемого массива. При данном методе наличие преграды — взорванной горной массы или же це­ лика — уменьшает боковое смещение взрываемого блока в период его разрушения, что приводит к увеличению времени воздействия продуктов взрыва на массив, а столкновение больших объемов отби­ той породы улучшает их дробление.

510

Метод взрывания в зажатой среде применяют в нескольких ва­ риантах, отличающихся друг от друга числом и расположением сво­ бодных поверхностей, характером подпорной стенки и последова­ тельностью взрывания отдельных зарядов, определяемых схемой взрыва. Наиболее простым вариантом этого метода является взрыв на неубранную горную массу (рис. 277). При этом величина под­ порной стенки из неубранной горной массы влияет на ширину и форму развала и качество дробления горных пород.

Другим вариантом взрывания в зажатой среде является приме­ нение фланговых, диагональных и радиальных схем соединения

зарядов, изменяющих направле­

 

ние взрывания. Подпорная стей­

 

ка из неубранной горной массы

 

при этом варианте не является

 

обязательной, так как подпор

 

создается

навалом

горной массы,

 

разрушенной первой

группой

 

зарядов.

 

 

что эффек­

Рис. 277. Схема отбойки уступа

Следует отметить,

тивность взрыва в зажатой среде

на неубранную горную массу

проявляется только в случае при­

короткозамедленного взрывания

менения

способа

многорядного

при наличии не менее четырех-пяти рядов скважин.

Для определения ширина подпорной стенки в зависимости от типа, удельного расхода ВВ и физико-механических свойств горных

пород проф. М. Ф. Друкованый предложил формулу

 

x = lW \ V- 2l^

E— i м,

(XXVII.3)

где § — коэффициент разрыхления горной массы; W — линия наи­

меньшего сопротивления, м; q — удельный расход ВВ,

кг/м3; Е 0

удельная энергия ВВ, ккал/кг;

Е — модуль упругости, кгс/см2;

а — предел прочности среды на сжатие, кгс/см2; к — коэффициент, учитывающий удельный расход ВВ, к = 0,04-|-0,2.

Ширина подпорной стенки, определенная по приведенной фор­ муле, для условий флюсовых карьеров Донбасса должна соста­ влять 10—12 м, а для железорудных карьеров Кривбасса — 20— 25 м.

Ширина развала горной массы при взрывании с подпорной стен­

кой может быть определена по формуле

 

 

Ь =

вW -)-х о т

Ь0, м,

(XXVII.4)

 

e W — x

где L n — ширина развала взорванной горной массы при взрывании на свободную плоскость уступа, м; хопт — оптимальная ширина под­ порной стенки, м.

511

Из формулы (XXVII.4) следует, что для определения ширины развала горной массы при взрывании в зажатой среде с подпорными степкамн различной величины необходимо располагать данными о ширине развала горной массы, получеиной при взрывании на сво­ бодную плоскость, с условием постоянства параметров буровзрывных работ. Обычно экспериментальным путем устанавливают минималь­ ную ширину подпорной стенки, при которой отсутствует развал горной массы. Для практических целей при определении необходи­ мой величины подпорной стенки можно использовать график (рис. 278), построенный для минимальных значений развала и подпора. С по­ мощью этого графика, имея предельно допустимую ширину развала

горной массы после взрыва, можно

 

 

 

 

 

 

 

 

определить требуемую величину под­

 

 

 

 

 

 

 

 

порной стенки при заданных усло­

 

 

 

 

 

 

 

 

виях.

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Определяющее значение в подборе

 

 

 

 

 

 

 

 

требуемой величины

подпорной стенки

 

 

 

 

 

 

 

 

имеют физико-механические свойства

 

 

 

 

 

 

 

 

взрываемых пород. Они предопреде­

 

 

 

 

 

 

 

 

ляют удельный расход ВВ, размер

 

 

 

 

 

 

 

 

сеткп скважин и конструкцию заряда.

 

w

 

20

30

h . M

В свою очередь,

от

этих показателей

 

 

зависит длина колонки заряда и превы­

 

 

 

 

 

 

 

 

Р ис. 278.

Зависимость ширины

шение

ее

над подошвой уступа, опре­

развала

горной

массы

от ш и­

деляющие

ширину

развала

горной

рины

подпорной стенки:

массы.

В результате в породах средней

1 п 2

для

крепких

пород и =

крепости,

требующих низкого

удель­

= 17 4 -

20);

з

для

пород сред­

ней

крепости

(/ =

8 4 -

12)

ного

расхода

ВВ,

величина

под­

 

 

 

 

 

 

 

 

порной стенки,

исключающая

развал

горной массы, будет меньше, чем в породах высокой крепости, требующих большого зщельного расхода ВВ.

Теория и практика применения взрывания в зажатой среде позво­ лили получить следующие рекомендации по эффективному примене­ нию этого способа взрывания в конкретных горно-геологических условиях:

1)для мелкотрещиноватых пород средней крепости (/ = 8-(-14) наиболее рациональными схемами взрывания зарядов в зажатой среде являются порядные с применением продольных и поперечных врубов;

2)время замедления следует выбирать в зависимости от физико­ механических свойств пород, геологического строения взрываемого массива и параметров сетки скважин — в пределах 15—75 мс;

3)главным условием, допускающим эффективное применение указанных схем, является наличие трещиноватости в массиве, сло­ женном пластами небольшой мощности, обладают,ими высоким модулем упругости.

4)для весьма крепких монолитных пород (/ = 15-f-20) наиболее эффективными являются диагональная и радиальная схемы взрыва­

512

ния. Разновременность взрывания зарядов в последнем ряду при радиальной схеме и направленность действия взрыва позволяют управлять формой развала и уменьшить объем породы, выбрасыва­ емой на бровку уступа, а также снизить сейсмическое действие взрыва;

5)число врубовых скважин при радиальной схеме взрывания составляет обычно от трех до пяти, но пе должно превышать десяти. Сближение врубовых скважин уменьшает выход горной массы с 1 м скважины, однако этот недостаток легко компенсируется увеличе­ нием расстояния между отбойными скважинами;

6)увеличение удельного расхода ВВ во врубовых скважинах должно осуществляться за счет образования котловых расширений

икотлов;

7)при взрывании в зажатой среде необходимо увеличивать удель­ ный расход ВВ на 10—20% по сравнению с существующими на карь­ ерах нормами, что позволяет значительно улучшить степень дробле­ ния пород энергией взрыва.

§ 120. Проектирование взрывных работ на карьерах

Методы ведения взрывных работ должны соответствовать горно­ техническим условиям производства и геологическим характеристи­ кам разрабатываемых полезных ископаемых. При разработке отно­ сительно монолитных крепких пород на мощных карьерах эффек­ тивно применение скважинных зарядов большого диаметра. При наличии трещиноватого массива рационально применять скважины малого диаметра. Если же встречаются такие горно-геологические условия, при которых невозможно или затруднительно осуществить бурение, например когда порода имеет высокую степень трещино­ ватости, в этих условиях применяют отбойку методом минных камер.

При проектировании взрывных работ на небольших карьерах основное внимание уделяют степени дробления отбитой горной массы, а на мощных карьерах с железнодорожной откаткой большое значе­ ние имеет дальность отброса раздробленной породы.

В соответствии с Едиными правилами безопасности взрывные работы на карьерах проводят по типовым проектам, которыми опре­ деляются параметры, порядок и организация производства взрывных работ. Метод планирования массовых взрывов заключается в сле­ дующем.

1.Разрабатываемые породы классифицируются по взрываемости на основе единой шкалы с учетом трещиноватости, крепости и других свойств пород. Параметры взрывных работ — удельный расход ВВ, выход горной массы с 1 м скважины и другие — принимают для каждой категории пород в соответствии с требованиями получения оптимального дробления.

2.Планирование основных показателей взрывных работ — себе­ стоимости, среднего удельного расхода, стоимости 1 кг ВВ, среднего выхода негабарита — необходимо производить на основе учета

33 Заказ 1162

513

постоянно изменяющегося распределения пород по взрываемости

иобводненности.

3.Необходимо вести учет свойств отбиваемых пород их взрыв емости, блочности, обводненности и других показателей, кроме того, производить учет качества взрывов, производительности экскавато­ ров и т. и., что позволяет своевременно вносить коррективы в пла­ нируемые показатели.

Проблема эффективного ведения взрывных работ включает сле­ дующие задачи:

улучшение степени дробления горной массы с минимальным выходом негабарита;

достижение равномерности измельчения полезного ископаемого, т. е. получение горной массы заданного гранулометрического со­ става.

Решение этих двух задач представляет большую актуальность в горном деле. Рассмотрим некоторые типовые решения этих задач.

Улучшение степени дробления. Задача, характерная для средне- п трудновзрываемых пород, решается путем проведения экспери­ ментов и осуществления технологии взрывания в соответствии со степенью взрываемости пород. В породах I, частью II категории вследствие их большой трещиноватости минимальный выход негаба­ рита достигается при параметрах, рассчитанных на преодоление сопротивления по подошве, этим же параметрам соответствует минимальная стоимость отбойкп и выемки горной массы. Для сниже­ ния выхода негабарита в трудновзрываемых породах III и IV кате­ горий требуется комплексное применение следующих мер:

многорядное короткозамедленное взрывание; увеличение удельного расхода ВВ до пределов, соответствующих

взрываемости пород п сгущению сетки скважин; уменьшение нарушений в глубь массива путем применения наклон­

ных скважин, выравнивания линии забоев, увеличения интервалов замедления и т. д.; для обеспечения расчетной л. с. п. и. по первому ряду зарядов во многих случаях требуется применение наклонных скважин;

применение оптимальных схем и интервалов замедления, рацио­ нальной конструкции зарядов.

На карьерах с узкими рабочими площадками при увеличении расхода ВВ для сокращения ширины развала обязательно взрывание на неубранную горную массу. '

Снижение переизмельчения горной массы достигается уменьше­ нием удельного расхода ВВ и раздвижкой сетки скважин. Такой путь для легковзрываемых пород не представляет затруднений, в этом случае параметры взрывания должны быть рассчитаны только на преодоление сопротивления по подошве. Для трудновзрываемых пород уменьшение расхода ВВ вызывает резкое возрастание выхода негабарита. В этом случае следует применять скважины больших диаметров, расположение зарядов предпочтительно однорядное, способ взрывания — мгновенный или короткозамедленный с боль­

514

шим интервалом замедления. Дальнейшего уменьшения переизмельчения можно достичь применением зарядов меньшей длины и котловых, обеспечивающих качественную проработку подошвы уступа при минимальном расходе ВВ.

Получение горной массы заданного гранулометрического состава. Решение этой задачи зависит от конкретных требований к горной массе. Так, для получения максимальной плотности каменно-наброс­ ных плотин гранулометрический состав горной массы должен быть совершенно однородным. При взрывании среднеблочных пород воз­ можность регулирования крупности при постоянных параметрах взрывания ограничена и необходимо выбирать для разработки участки пород соответствующей блочности. Поэтому вопрос получе­ ния горной массы заданного гранулометрического состава должен решаться на основе районирования подлежащих разработке участков по степени блочности пород с подбором требуемых параметров взры­ вания.

Например, рассмотрим расчет параметров взрывных работ для конкретных горно-геологических условий.

1. И сходны е

данны е.

К арьер

разрабаты вает

относительно

однородный

крупноблочный

массив

кварцитов

с

коэффициентом крепости

по

шкале

проф. М. М. Протодъяконова / =

14

-н 16. Высота уступа 10 м. Скважины бурят

станками СБШ -200 с диаметром

долота

214 мм.

В В — зериогранулит

80/20 .

Т ребуется найти рациональные параметры взрывных работ.

 

 

Реш ение. Наличие бурового парка обусловливает применение метода

сква­

ж инны х зарядов. В качестве схемы взрывания целесообразно использовать миогорядиое короткозамедлеипое взры вание, как наиболее эффективный метод ведения взрывных работ.

О пределение параметров взрывных работ начинают с

расчета л . н. с.

 

 

(X X V I I .5)

где d3 — диаметр заряда; Д — плотность заряж ания ;

q — удельный расход В В .

Значения Д и q подбираю т по справочникам — q = 0,7

кг/м 3; Д — 0 ,9 к г /д м 3.

П одставляя значения d, q и Д в ф ормулу (X X V II .5),

получаем

где т — коэффициент сближ ения зарядов.

 

 

 

 

Учитывая,

что при т =

1 заряды в массиве размещ аются равномерно,

при­

нимаем т — 1.

Тогда

 

 

 

 

 

 

 

 

IFp =

5,3 (1,6 — 0 ,5 -1 .0 ) =

5,83 м.

 

В практике ведения взрывных работ значение W p обычно принимают рав­

ным 30 d. Учитывая это, принимаем

W p =

6 м.

 

 

 

Расстояние м еж ду скважинами

в ряду

а =

W p =

6 м, а расстояние м еж ду

рядами b = (0,85

1,0) W p = 6 м.

 

 

 

из выражения t =

A W p,

Оптимальный

интервал

замедления определяю т

33’

515

где А — коэффициент, зависящий от крепости пород и принимаемый по справоч­ ным данпым, для кварцитов А = 3, тогда

t = 3 - 6 = 18 нс.

Учитывая наличие ступеней замедления 15 и 20 мс, принимаем <опт=

-20 мс.

Величину скважинного заряда определяют по формуле

Q = qaW pH = 0,7 • 6 • 6 ■10= 252 кг.

Следует обратить внимание на то, что в обводненных скважинах применяют водоустойчивые ВВ:

зерногранулит — для частично обводненных скважин с высотой столба воды не более 2 м, где не происходит вымывание аммиачной селитры из заряда;

гранулотол — для полностью обводненных скважин, при зарядке которых вода находится выше заряда.

Весьма важным показателем, определяющим эффективность взрывных работ, является ширина развала. Регулирование ширины развала осуществляется изменением схемы замедления или направле­ ния инициирования.

Порядные и клиновые схемы взрывания и применение обратного инициирования ведут к увеличению развала, а диагональные и вол­ новые схемы взрывания н встречное инициирование уменьшают развал отбитой породы.

Иногда бывает необходимо установить причину низкого качества взрывных работ на производстве.

Например, на карьере, разрабатывающем крупноблочные граниты уступом высотой 10 м, применяют сетку скважин 4 X 4 м, заряд диаметром 200 мм, перебур 1,5 м, удельный расход ВВ — 0,5 кг/м3. При этих параметрах выход негабарита составляет 50%.

Требуется найти причину большого выхода негабарита и пути его снижения

без увеличения удельного расхода ВВ.

 

 

При вместимости скважины Q ± =

28 кг/м длина заряда составит

4 -4 -10-0.5

=2,8

м,

^зар —

28

а длина забойки

 

 

 

 

м.

^заб—- 10+1,5—2,8=8,/

Отсюда видно, что заряды размещены в массиве неравномерно. Полагая приближенно, что весь негабарит образуется в верхней части уступа, найдем радиус разрушения R

F„ = Fe+ ( l — ^ f ^ ) = 1 0 0 ( l - ^ ^ ) = 5 0 % ,

где

Ун — выход негабарита, %; Уе — содержание

в массиве крупных кусков

до

взрыва, % ; inep — длина

заряда перебура, м;

Н у — высота уступа, м;

г

и R

— радиусы разрушения,

взятые вдоль и перпендикулярно оси заряда,

м.

Отсюда г = 3,7 м и 7? = 2г = 7,4 м.

Рассчитаем параметры расположения зарядов по формуле

Принимаем W p = а = 7 м. Тогда величина заряда в скважине

<2 = 0,5 ■7 • 7 ^10 = 245 кг.

516

Соседние файлы в папке книги из ГПНТБ