книги из ГПНТБ / Эстеров, Я. Х. Буровзрывные работы на транспортном строительстве учебник

развалу породы. При размещении в скважине двух боевиков (в верхней и нижней части заряда) и «встречном» взрывании наиболее сильное смещение и разрушение породы происходит в средней части уступа в месте встречи детонационных волн.

Действие взрыва в среде зависит не только от параметров и свойств заряда ВВ, но и от характера самой среды.

Взрыв заряда рыхления в весьма легкодробимых породах приводит к разделению их на мелкие частицы размером в несколько миллиметров или сантиметров. Производительность экскаваторов, автопогрузчиков, бульдозеров и других землеройных машин при разработке разрыхлен­ ной таким образом породы приближается к технической.

При взрыве заряда рыхления в легкодробимых породах достигае­ мая степень дробления характеризуется размером кусков по наиболь­ шему ребру от 3 — 5 до нескольких десятков сантиметров. При раз­ работке такой взорванной горной массы производительность землерой­ ных средств в 2 — 3 раза меньше возможной технической. Взрыв со­ средоточенного заряда рыхления в среднетрудно- и весьма труднодробимых породах вызывает разделение их на отдельности размером от нескольких десятков до нескольких сотен сантиметров. Произ­ водительная разработка взорванной горной массы в таких случаях затруднена. Зона распространения нарушений при взрыве зарядов одинаковой величины в слаботрещиноватых породах больше, чем в сильнотрещиноватых.

§ 23. ОСНОВЫ РАСЧЕТА ВЗРЫВОВ

Общие принципы расчета взрывов

При производстве буровзрывных работ в транспортном строитель­ стве в большинстве случаев решается задача рыхления породы в пре­ делах заданного (проектного) очертания сооружаемого объекта — вы­ емки, тоннеля, котлована и других выработок с достижением определен­

122

ной степени дробления, при которой может быть обеспечена механизи­ рованная уборка породы и производительная и непрерывная работа дорожно-строительных машин.

Втечение последних лет усилия многих ученых и научных организа­ ций направлены на разработку метода расчета взрывов, удовлетворяю­ щего условию решения задачи регулируемого дробления породы.

Внастоящее время практическое распространение в нашей стране имеют методы расчета взрывов для двух разновидностей формы за­ рядов ВВ — сосредоточенной (метод камерных зарядов) и удлиненной (метод скважинных зарядов), основанные на принятой закономерности

опрямой пропорциональности величины заряда объему взрываемой

взрыва разделяют в зависимости от следующих задач:

достижение заданного или требуемого качества дробления породы; преодоление объемной «нагрузки» заряда рыхления; преодоление сопротивления породы разрушению по расчетной ли­

нии сопротивления и заданной образующей воронки взрыва (траншеи), определяющей раствор воронки.

При разработке выемок с применением экскаваторов с ковшами емкостью 0,65 — 1,6 м3, бульдозеров и других дорожно-строительных машин наибольшее значение имеет решение первой задачи.

При взрывании весьма легкодробимых и в ряде случаев легкодробимых пород, а также при взрывании в карьерах, где работают мощные экскаваторы и дробилки, и в случаях, когда качество рыхления скаль­ ной породы не имеет существенного значения (например, при образо­ вании полувыемки на склоне прижима путем обрушения породы взры­ вом скважинных зарядов), можно использовать более простой по обос­ новывающим исходным данным расчет зарядов, учитывающий постоян­ ство расхода ВВ на единицу объема взрываемой породы.

При взрывах на выброс и сброс и во всех случаях применения со­ средоточенных зарядов, помещаемых в камерах, скважинах, шпурах и других зарядных выработках, расчет строят по показателю действия взрыва п, определяющему относительный раствор и величину образую­ щей воронки взрыва.

Расчет взрыва для достижения заданного качества дробления породы

Применение сосредоточенных зарядов практически не позволяет добиваться регулируемого дробления породы в массиве, даже при зна­ чительном удельном расходе ВВ, вследствие больших расстояний меж­ ду ними и возможного свободного перемещения породы по крайней ме­ ре в одну сторону.

Из разработанных методик расчета взрыва скважинных зарядов для достижения заданной степени дробления горных пород следует выде­ лить две, в которых наряду с энергией взрыва ВВ и закономерностями

123

ее распространения в среде в качестве основных действующих факторов учитывается также влияние инженерно-геологических условий взры­ ваемого массива горной породы.

Методика расчета зарядов на заданное дробление (на карьерах), из­ ложенная в книге Б. Н. Кутузова и В. К. Рубцова, построена на райо­ нировании карьерного поля по степени трещиноватости с определением степени (категории) взрываемости породы в каждом выделенном рай­ оне. По установленному эталонному расходу ВВ q0в породах различной взрываемости для достижения стандартного размера куска породы d0 (500 мм) и по переходному коэффициенту определяют расчетный рас­ ход ВВ q'0, необходимый для получения заданного размера фракции dt .

Переходный коэффициент установлен эмпирически и равен

Расчетный расход аммонита 6 ЖВ определяют по формуле

(7)

Свойства дробимости пород характеризуются в описанной методике расчетным расходом ВВ (удельным зарядом), который рекомендуется уточнять путем проведения одного-двух контрольных взрывов в преде­ лах каждой категории по трещиноватости.

Для условий дорожного строительства метод контрольных взры­ вов в породах каждой категории по трещиноватости в большинстве слу­ чаев практически неосуществим из-за ограниченности площадей (вели­ чин «полей») объектов взрывания. Кроме того, в трудно- и весьма труднодробимых породах достижение той или иной степени дробления зави­ сит в основном, как показали исследования ЦНИИСа и опыт треста Трансвзрывпром Минтрансстроя, от принимаемого расстояния между скважинами или шпуровыми зарядами, причем повышение степени дробления может быть достигнуто без существенного увеличения рас­ хода ВВ — за счет.сближения зарядов и применения соответствующе­ го рационального диаметра скважин (зарядов).

На этом принципе построена методика расчета взрыва для достиже­ ния заданного качества дробления породы, принятая в ВСН 178-74.

Наиболее благоприятными для регулируемого дробления являются такие условия взрывания, при которых дробимый участок породы (от­ дельность) имеет минимальную возможность для перемещения при мно­ гостороннем ударном воздействии энергии взрыва.

При разработке выемок, имеющих' одну открытую поверхность, элемент среды S, заключенный между скважинными зарядами рыхле­ ния Qc и расположенный на расстоянии W и более от поверхности (рис. 62), находится под воздействием энергии взрыва зарядов с четы­

ления главных расчетных параметров при взрывании породы в массиве с целью достижения заданной степени ее дробления.

124

чиной «забойки» /зб. Чем ближе численные значения а и /зб к размеру кондиционного куска породы, тем больше указанная точность. Поэтому оптимальные условия для обеспечения регулируемого дробления поро­ ды взрывом образуются при применении скважин малого диаметра в пределах от 55 до 85 мм (для открытых работ). При этом одна и та же степень дробления породы достигается при меньшем условном и фак­ тическом расходе ВВ в сравнении с результатами взрывания зарядов диаметром 100— 150 мм и более (при условии достижимости заданной степени дробления взрывом зарядов диаметром 100 — 150 мм).

Исследования показали, что в наиболее труднодробимых породах регулируемое качество дробления породы в пределах практических нужд строительства может быть обеспечено при учете приблизительных зависимостей, приведенных на графике (рис. 63). Данные графика от­ носятся к величинам а в пределах от 1 до 2,5 м при условии многорядного взрывания скважин рационального их диаметра и применения наиболее современных схем взрывания на открытых работах.

После установления по заданному среднему размеру фракций (йф) необходимого расстояния а (см. рис. 63) между зарядами1 с учетом его величины подбирают рациональ­ ный диаметр скважин. Для этой цели может быть использована сле­ дующая эмпирическая зависимость:

а — расстояние между скважи-

_______ нами, м.

125

1 — высота выделенного элемента среды, м;

S — площадь выделенного элемента среды, равная ab—a2, м2. Из выражения (9) следует, что

Величину забойки . необходимо принимать минимально допусти­ мой по местным условиям, а в общем случае — в зависимости от диа­ метра скважины. Скважины диаметром d, равным 40, 60, 80 и 100 мм, должны иметь длину забойки 1з5, соответственно равную 0,5 — 0,7; 0,7— 0,9; 0,9 — 1,2 и 1,3—1,6 м, меньшие значения длины забойки относятся к наиболее крепким й труднодробимым породам.

Величина перебура АI должна обеспечивать отрыв породы в нижней части скважины по проектной отметке выемки, траншеи, котлована или по заданной промежуточной отметке при послойной разработке ука­ занных объектов. Это достигается в общем случае (для аммонита 6 ЖВ) при значениях АI = (0,25 -4- 0,4) а х (0,25 4- 0,4) W. Большие значе­ ния АI принимают для наиболее крепких пород.

Расчет взрыва скважинных зарядов

по объемной «нагрузке»

•*

Главными определяемыми параметрами при расчете взрыва по объем­ ной нагрузке зарядов на основе принципа постоянства расхода ВВ яв­ ляются: величина заряда Qc (кг) в скважине, длина расчетной линии сопротивления W (м), расстояние между зарядами в ряду а (м) и рассто­ яние b между рядами зарядов (м). Кроме того, определяют величину перебура АI (м) и длину забойки /зб (м).

Техническими правилами треста Союзвзрывпром рекомендуется следующий порядок определения указанных выше расчетных пара­ метров. .

По принятому диаметру скважин, зависящему от используемого бу­ рового оборудования, рассчитывают массу ВВ Р (кг), вмещающуюся в 1 пог. м скважины, и по величине Р и расчетному расходу ВВ К (кг/м3) (см. табл. 4) для данных пород определяют рациональную величину W по формуле

Затем определяют величины Д/ и /зб в пределах значений: А/ = = (0,25 -Ь 0,4) W-, /зб = (0,7 ^ 1) Г .

126

Масс заряда в скважине устанавливают по ее вместимости:

где Н — высота уступа или разрабатываемого слоя породы, м. Объемная «нагрузка» скважины выражается произведением (а х Ь х

(14)

K W H '

При многорядном взрывании величина W соответствует расстоянию b между рядами зарядов. При короткозамедленном взрывании b = (0,9-г- ,-т- 1) W.

Величина а может быть определена не расчетом — (по формуле 14), а по опыту — в пределах значений (0,8 4- 1,4) W. В таком случае сква­ жинный заряд Qc определяют по удельному расходу К из равенства

(13).

При многорядном взрывании величину W заменяют значением Ь.

Отношение^ = т называют к о э ф ф и ц и е н т о м с б л и ж е ­

ни я з а р я д о в .

Втех случаях, когда откосу уступа по условиям его устойчивости не может быть придана достаточная крутизна для получения расчет­ ного значения W, скважины сближают, т. е. уменьшают величину т. При этом величина расчетной линии сопротивления по подошве Wnn (м) должна быть меньше или равна W (1,6 = 0,5) т.

Втех случаях, когда приходится принимать величину т ^ 0,6, применяют парносближенные заряды. При размещении таких заря­ дов на расстоянии друг от друга, не превышающем шести диаметров, их рассматривают как одиночные скважинные заряды.

Основы расчета взрывов на выброс, сброс и обрушение

Взрывы на выброс, сброс и обрушение выполняют с применением методов камерных (сосредоточенных) и скважинных зарядов.

В основе практических расчетов взрывов сосредоточенных зарядов лежит принятая закономерность о зависимости величины заряда от от­ носительного раствора воронки взрыва, называемого показателем выб­ роса (действия взрыва).

Объем воронки нормального выброса, представляющей конус с вы­ сотой W, равной радиусу основания г, определяют по формуле

127

Масса заряда нормального выброса (в кг)

где W — высота конуса (и глубина заложения заряда), м;

Кв — расчетный удельный расход ВВ (кг/м3), для образования во­ ронки нормального выброса, или показатель взрываемости породы (см. табл. 4).

Из формулы (16) следует, что величина заряда прямо пропорцио­ нальна объему (IF3) воронки нормального выброса. Эта формула явля­ ется основной при расчете величин сосредоточенных зарядов выброса и рыхления, но в нее не входят переменные, от которых зависит сте­ пень дробления породы.

Взрывание на выброс с применением метода камерных зарядов про­ изводят зарядами усиленного выброса (при одной свободной поверх­ ности) при образовании выемок для автомобильных или железных до­ рог, каналов, траншей (при закладке карьеров) и т. п. С указанной целью при использовании метода камерных зарядов последние поме­ щают в массив породы на определенную глубину в один или несколько рядов; расстояние между зарядами и рядами зарядов определяют расчетом.

Главными расчетными параметрами в этом случае являются масса заряда Q и длина W линии наименьшего сопротивления (ЛНС), рассто­ яния а между зарядами в ряду и Ъмежду рядами зарядов.

Кроме того, определяют элементы, характеризующие действие взры­ ва зарядов ВВ: видимую глубину # т воронки (траншеи), радиусы сфер сжатия Дсж и разрушения R B, ширину Ьн и высоту /гн навала выбро­

шенной породы (рис. 64).

р

Для получения воронки с раствором ^ > 1, характеризуемой по­

казателем выброса п 1, необходимо затратить больше ВВ, чем для образования воронки нормального выброса. Таким образом, величина заряда выброса Q (кг) есть некоторая функция величины п. Учитывая формулу (16), можно записать, что

128

формула для расчета величины зарядов выброса получила следую­ щий вид:

Позднее было обнаружено, что формула дает неточные (занижен­ ные) величины зарядов при W > 25 м. Для случаев, когда W > 25 м,

вформулу (18) была введена поправка, предложенная М. А. Садовским

иГ. И. Покровским, и эта формула приобрела следующий вид:

При образовании выемок взрывами на выброс на косогорах с попе­ речным уклоном более 15°, величины зарядов Q, рассчитанные поформулам (17), (18), (19), необходимо уменьшать, умножая на коэффициент

Кф = —цда , установленный из опыта. Величина ф в приведенном

выражении указывает угол отклонения ЛНС от вертикали

вградусах.

Втаких случаях заряды (ряды зарядов) смещают в нагорную сторо­ ну настолько, чтобы расчетный раствор траншеи с низовой стороны не выходил за проектное очертание выемки, а с нагорной — приближал­ ся к верхней бровке проектируемого откоса.

Из опыта взрывов совместно действующих зарядов было установле­ но также, что заряды выброса образуют приблизительно ровную в ос­ новании траншею одинакового раствора п в том случае, если расстоя­ ния а (м) между зарядами не превышают значений

жении последних друг против друга рассчитывают, как между заряда­

брос может быть определена приблизительно по следующим формулам,

(17) в косогорных условиях следует уменьшать, умножая на коэффициент

при разработке неглубоких (до 8 — Юм) выемок или траншей.

Опыт применения метода скважинных зарядов для взрывов на' вы­ брос ограничен. Он показал, что при образовании дорожных выемок расход ВВ составляет 3 — 4 кг на 1 м3 скальной породы, взорванной на выброс1, в зависимости от геометрического очертания выемки и стро­ ительной группы породы. Этот удельный расходслужит исходной вели­ чиной при расчете взрывов.

Скважины в поперечном сечении выемки располагают симметр ично относительно ее оси и с уклоном, близким или равным уклону соответ­ ствующего откоса выемки (рис. 65). Наклон откосных скважин должен быть тем большим (в пределах 25 — 45°), чем слабее порода, т. е. чем меньше цифра ее строительной группы. Угол схождения центральных (врубовых) скважин принимают равным или более 30°. Эти скважины в основании приближаются к оси выемки.

При расчете необходимого числа скважин выемку разделяют на участки с разницей по глубине до 2 м. Число скважин на каждом участ­ ке определяют по вместимости их и суммарному расходу ВВ, устанав­ ливаемому по объему на соответствующем участке. Диаметр скважин принимают максимальным, равным практически 145 — 160 мм.

Сетку скважин рассчитывают так, чтобы расстояния между скважи­ нами в ряду были в 2 — 3 раза меньшими, чем между рядами скважин в поперечном профиле выемки.

Разновидностью взрывов на выброс является направленное взры­ вание, при котором большая часть или вся взрываемая порода выбра­ сывается в какую-либо одну сторону от оси выемки.

Для достижения направленного выброса при применении метода камерных (сосредоточенных) зарядов, кроме основного ряда, рассчи­ тываемого и размещаемого, как при обычных взрывах на выброс, про­ ектируют еще по крайней мере один вспомогательный ряд зарядов. По­ казатель действия взрыва п зарядов этого ряда принимают на 0,5 мень­ ше, чем для зарядов основного ряда.

Если ширина выемки более (1,5 -4-2) Н (где Н — глубина выемки), необходимо предусматривать заложение более одного вспомогательного ряда зарядов.

1 Для метода камерных зарядов этот расход составляет 4—6 кг/м3.