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

книги из ГПНТБ / Кутузов Б.Н. Взрывное и механическое разрушение горных пород учеб. пособие

.pdf
Скачиваний:
67
Добавлен:
27.10.2023
Размер:
40.74 Mб
Скачать

Наклонные скважины, пробуренные параллельно откосу, обеспе­ чивают получение одинаковой л. н. с. по всей высоте уступа. Наибо­ лее широко применяют наклонные скважины диаметром 100—150 мм. Диаметр наклонных скважин определяется техническими возмож­ ностями бурения, поэтому на уступе любой высоты можно применять скважины желаемого диаметра. Это особенно ценно в трудновзрываемых породах, где при вертикальных скважинах образуется большой выход негабарита. Так, в результате применения на карьерах Первоуральского титаномагнетитового рудника наклонных скважин диаметром 100 мм вместо вертикальных диаметром 200 мм удалось снизить выход негабарита с 35—40 до 7—10%. Откос уступа при наклонных скважинах сохраняется значительно лучше и практи­ чески исключаются заколы за линией скважин.

Широкое внедрение наклонного бурения на карьерах пока сдер­ живается из-за недостаточного количества высокопроизводительных буровых станков 2СБШ-200Н, СБІП-250МН, СБУ-160, СБУ-200.

Применение наклонных скважин целесообразно в следующих

случаях:

п р и в з р ы в а н и и к р у п н о б л о ч н ы х

п о ­

р о д н а н е б о л ь ш и х к а р ь е р а х , о с о б е н н о

п р и

б о л ь ш о й в ы с о т е у с т у п а ; п р и в з р ы в а н и и в ы с о ­ к и х у с т у п о в ; п р и с е л е к т и в н о й в ы е м к е , к о г д а

к о н т у р ы р у д н о г о т е л а н а к л о н н ы ;

п р и з а о т -

к о с к е б о р т о в

к а р ь е р о в .

 

К недостаткам применения наклонных скважин относится труд­ ность их заряжания порошкообразными ВВ, особенно при угле на­ клона оси скважины меньше 65°. При взрывании вблизи обуренного массива значительная часть наклонных скважин, особенно диаме­ тром 100—150 мм, теряется вследствие вывалов кусков из их стенок и частичного или полного перекрытия их сечения. При этом практи­ чески исключается возможность чистки скважин с помощью бурового станка.

Расчет параметров расположения наклонных скважин основы­ вается на тех же принципах, что и вертикальных скважин: л. н. с. принимают равным 25-f-45d, коэффициент сближения наклонных скважин 0,8—1. Расчетный удельный расход ВВ принимают на 5— 15% ниже, чем при вертикальных скважинах. Перебур наклонных скважин, равный 5~^10d, меньше чем для вертикальных скважин, что в меньшей степени затрудняет обуривание нижерасположенного уступа.

К. з. в. скважинных зарядов. Наиболее распространены следу­ ющие схемы однорядного к. з. в.: ч е р е з о д н у с к в а ж и н у ,

в о л н о в а я

и п о с л е

д о в а т е л ь н а я . При взрыве через

одну скважину

(рис. 116) и

по волновой схеме в массиве образуются

дополнительные обнаженные поверхности, облегчающие действие последующих зарядов. При последовательной схеме даются замедле­ ния на каждую скважину относительно соседней. Эта схема обеспе­ чивает хорошее дробление и минимальную ширину развала взор­ ванной породы.

Применение однорядного к. з. в. обеспечивает:

у м е н ь ш е н и е

з а к о л о в

з а л и н и е й

с к в а ж и н ,

у м е н ь ш е н и е

ш и р и н ы р а з в а л а в з о р в а н н о й п о р о д ы , у л у ч ­ ш е н и е д р о б л е н и я п о р о д ы . Однако при однорядном к. з. в. нельзя достигнуть резкого улучшения дробления массива вследствие сильной трещиноватости его участков, прилегающих к поверхности уступа. При однорядном взрывании большая часть негабарита образуется из породы наружной части уступа.

Применение многорядного взрывания уступов исключает выход негабарита из наружной части забоя во втором и последующих рядах, поскольку к моменту взрыва этих рядов трещины от предыдущих

взрывов не успевают раскрыться до размеров,

препятствующих

распространению

волн

напря­

35

О

35

 

О

35

О

35

жений

по

массиву.

Важным

 

фактором

улучшения

дробле-

*

А .

*

/ \

*

Л.

 

ния породы является

соударе-

1 1 М 1 11 1 Ч М 11 М 1 1 ' 11 11

г 11ГгГ Т ф "

ние кусков в процессе движе-

^

 

 

 

 

 

 

 

ния их при взрыве.

 

JO

35

О

 

35

5/7

35

О

Оптимальное

время замед-

 

*

/ * \

 

 

*

*

/ * \

ления между соседними заря-

1 г і' і' і' і ' і ' і 1 1 1 1' і' 11 11 11 ІЧ11 М1

дами или рядами изменяется в

/j

 

 

 

 

 

 

 

пределах 15—50 мс. С увеличе-

О

 

Ж

 

7Ц

Ш

135

150

нием крепости породы интервал

, / Х

 

 

 

 

 

 

..

замедлении уменьшается.

' 1 1

' 1

1 1 1

1

1 1 1

1 1

Ч I I

Средний расчетный удельный

Рис. 116. Однорядное

к. з. в.:

раСХОД ВВ ПрИНИМаеТСЯ на 15—

а через

одну; б — волновая;

в — последо-

20% ВЫШе, ЧЄМ ПрИ ОДНОрЯДНОМ

 

 

вательная

 

 

взрывании.

При

многорядном

 

 

 

 

 

 

 

 

взрывании

изменением удельного расхода ВВ можно в широких пре­

делах

регулировать степень дробления

пород. Расстояние

между

скважинами и между рядами скважин принимается 0,8—1 с. п. п. первого ряда.

Перебур скважин при взрывании пород средней крепости со­ храняется таким же, как и при однорядном взрывании. Расстояние между скважинами врубового ряда (при порядных схемах) умень­ шают на 30—40%, а перебур увеличивают до 18d. Удельный расход ВВ и сетку скважин уточняют в процессе ведения взрывных работ. Поперечную (рис. 117, а), продольную (рис. 117, б) врубово-волно- вые схемы применяют при взрывании сильнотрещиноватых масси­ вов, обладающих высокими упругими постоянными и по своим свой­ ствам близких к тонкополосчатым железистым кварцитам Кривого Рога.

Клиновые схемы (рис. 117, в, г) применяют для взрывания среднеблочных пород типа известняков. Для взрывания пород типа гра­

нитов хорошо зарекомендовали себя

схемы клиновые, кольцевая

(рис. 117, е) и трапециевидный

вруб (рис. 117, д). Особенно

хорошее

дробление получается при схемах с т >

2. В трещиноватых

породах

применяют также колвцевые

схемы, когда скважины располагают

13*

 

 

195

по концентрическим окружностям. В результате внедрения много­ рядного взрывания на карьерах (например, ЮГОКа) выход негаба­ рита уменьшился 7—10 до 1%. Выход горной массы с і м скважины

а 50 35 О 35 50 35 0 35 50 35

>50

•35

>0

*35

*50

I 1 I1 I Ч 1 I 1 I1 I

8

70

70

70

 

г

 

 

 

50<

•О

 

•О'

 

35 I Ч Ч Ч 1 I 1

I 1 I ' I 1 I Ч

0 35 50 70 100 135

I Ч Ч Ч Ч Ч Ч Ч 1 I '

35 50 70 100

Ч і І і ГI ЧТ ТіТ Г Т Г ТгТ Т Т Р Т Ч

Р и с . 117. Основные схемы много рядного к. з. в. на карьерах

ские показатели траншейных

увеличился

на

20%,

а число про­

изводимых

взрывов

уменьшилось

в шесть раз.

Производительность

экскаваторов увеличилась на 30% , а общая стоимость добычи снизи­ лась на 13% . При многорядном к. з.в. скважин диаметром 100 мм по трапециевидной схеме на Пени-

зевических

гранитных

карьерах

был увеличен

выход горной массы

с і м скважины

с 7,8

до 12,5

м3 ,

а

выход

негабарита

снижен

с

25

до

2—18%.

В

результате

этого

стоимость

отбойки

снизилась

на

15%.

 

 

 

 

 

 

 

При узких рабочих площадках все шире применяют к а с к а д ­ н о е в з р ы в а н и е : одновре­ менно взрывают несколько усту­ пов, расположенных один над другим. Это позволяет при уве­ личении расхода ВВ достигать хорошего дробления породы.

Взрывание в траншеях. При взрывании на карьерах наиболее низкие показатели, получаются при проходке траншей. При мгно­ венном взрывании обычно бурят и взрывают один-два ряда скважин. Не имея возможности отбивать сразу большие объемы породы, взрывы производят через три-че­ тыре дня, вызывая значительные простои экскаваторов. При этом получается большой выход негаба­ рита и низкий выход породы с і м скважины. Эксперименты по при­ менению многорядного К. 3. в. скважин показали, что при этом способе взрывания значительно улучшаются технико-экономиче­ взрывов.

\, Многорядное взрывание в траншеях (рис. 118) на карьерах Кри­ вого Рога обеспечило резкое увеличение скорости подготовки новых горизонтов. Это достигалось в результате взрывания траншей по

врубовой схеме (замедление 200 мс) на участке длиной до 500 м и ввода для погрузки породы нескольких экскаваторов. При этом

скорость проходки траншей увеличивалась в

два — четыре

раза.

Удельный расход ВВ составляет 0,7—0,8 кг/м3 , сетка скважин

при­

нимается

от 7 х

7 до 8,5

X 8,5 м. Выход гор­

 

 

 

ной массы с і м

скважины

40—60 м3 .

 

 

 

 

Многорядное

взрывание

 

высоких

 

уступов.

 

 

 

Успешное

внедрение

на

карьерах

многоряд­

 

 

 

ного взрывания создало предпосылки для при­

 

 

 

менения

многоуступного

к.

з. в.,

 

позволя­

 

 

 

ющего

увеличить

время

воздействия

взрыва

 

 

 

на массив и благодаря этому значительно улуч­

 

 

 

шить дробление взорванной породы. Для уве­

 

 

 

личения времени

полезного

действия

взрыва

 

 

 

на массив могут быть применены грубодисперс-

 

 

 

ные ВВ типа

игданитов,

гранулитов и зерно-

 

 

 

гранулитов с широкой

зоной химической реак­

 

 

 

ции. Вследствие снижения пикового давления

Рис.

118. Многоряд-

на

фронте

детонационной

волны и

расширен­

ной

зоны

реакции

за

фронтом волны время

ное взрывание в тран­

 

шее

 

воздействия

на массив

увеличивается

на 10—

 

 

 

 

 

20%.

К. з. в.

обеспечивает

увеличение времени

воздействия

на массив на 40—70%. Изменение высоты уступа с 15 до 75 м увели­ чит время действия взрыва в 5—6 раз, а энергию, используемую на дробление, — более чем в 10 раз. Изменение диаметра заряда со 100

до 300 мм увеличит

время воздействия взрыва на массив почти в 2

 

 

 

раза,

но

при этом

одновре­

 

 

 

менно

возрастает

с. п.

п.,

 

 

 

отрицательно

влияющее

на

 

 

 

качество

дробления.

 

 

 

 

 

 

При

ведении

взрывных

 

 

 

работ на высоких уступах на

 

 

 

неубранную

горную

массу

 

 

 

(рис. 119) в сильнотрещино­

-зо-ьо

 

 

ватых породах с коэффициен­

Рис. 119. Взрывание высоких уступов

на

том

 

крепости

/ =

1 ~

12

выход

фракции

крупнее

400

неубранную

породу

 

мм немногим превышает 4%,

 

 

 

а в

отдельных

взрывах сни­

жается до 1% . Это создает реальные

предпосылки для

применения

на карьерах, разрабатывающих

крепкие

сильнотрещиноватые

по­

роды, оборудования

непрерывного

действия.

 

 

 

 

 

 

 

При отбойке высоких уступов вследствие уменьшения относитель­

ных величин забойки и перебура эффективнее используется

выбурен­

ный объем скважины: выход породы с і м

скважины

увеличивается

на 25—30%. Перебур для всех скважин принимается одинаковым (2 — 3 м). Стоимость 1 м3 горной массы, по данным работы карьеров ЦГОКа в Криворожском бассейне, при высоких уступах снизилась на 20%.

Применение этого способа в средне- и крупноблочных породах требует проведения дополнительных исследований.

Взрывание сосредоточенными зарядами. На карьерах сосредото­ ченные заряды весом 1—10 т и более размещают внутри взрывае­ мого массива в специальных камерах. В массиве проходят верти­ кальные шурфы или горизонтальные штольни и в их конце или от­ ветвлениях сооружают камеры, размеры которых определяются величиной заряда ВВ.

Подготовительные

выработки

сечением не менее 1,2 м 2

для

што­

лен

и 1 м 2 для шурфов проходят

обычно

Т-

или Г-образной

формы

 

 

А-А

 

Б-5

 

 

(рис. 120), чтобы затруднить вы­

 

 

 

 

 

брос газов из камеры при взрыве

 

Q

% ••' "Г — -

 

 

 

и максимально

использовать

 

 

И

 

 

 

 

энергию

ВВ

на

разрушение

 

 

ь,ч

 

 

 

 

массива. Опыт

Союзвзрывпрома

 

 

 

 

 

 

показал, что эффект взрыва не

 

 

 

 

 

 

 

ухудшается,

если

размещать

 

 

 

 

 

 

 

заряды в Т-образной выработке,

 

 

 

 

 

 

 

не проходя специальных

камер.

 

 

 

 

 

 

 

Это намного ускоряет подготов­

 

 

 

 

 

 

 

ку и снижает стоимость взрыв­

 

 

 

 

 

 

 

ных

работ.

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Горизонтальные

выработки

 

 

 

 

 

 

 

проводят

с

уклоном

 

3—6%.

 

 

 

 

 

 

 

При

наличии

 

притока

 

воды

 

 

 

 

 

 

 

вдоль стенок

устраивают

водо­

 

 

 

 

 

 

 

отводные канавы, а

шурфы за­

 

 

 

 

 

 

 

канчиваются

 

водосборниками

 

 

 

 

 

 

 

(зумпфами).

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Целесообразность

 

проходки

Рис.

120.

Расположение

камерных

за­

штолен

или

шурфов

опреде­

 

 

рядов на

карьерах:

 

 

ляется условиями работ и тех­

 

а — в шурфах;

б — в

штольнях

 

 

нико-экономическим

 

расчетом.

 

 

 

 

 

 

 

Для

обрушения

больших

масс

горных

пород при вскрышных

и добычных работах,

при

образова­

нии

различных выемок глубиной 20

м и более, а также при строи­

тельстве дорог в гористой местности

применяется камерный

способ

взрывания.

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Расчетную л. н. с. принимают для камерных зарядов равной(0,75— 0,95) Н. Расстояние между зарядами принимают (0,8-^1,4) W в зависимости от свойств пород и требуемого дробления.

Величину камерного заряда на рыхление определяют по формуле для сосредоточенных зарядов

Q = qW\ кг.

Значение q принимают по табл. 24.

Почва камер должна быть расположена на уровне подошвы уступа.

Ширина

развала

породы после взрыва колеблется в пределах

(1,6-^ 2)#,

а высота

развала составляет (0,7-j-0,8) Я .

Достоинством камерных взрывов является возможность отбойки больших объемов породы при сложном рельефе местности. Недо­ статки взрывания сосредоточенными зарядами: худшее дробление породы и большая трудоемкость подготовительных работ. В настоя­ щее время этот метод применяют в основном при взрывах на выброс

и сброс.

 

 

Взрывание

котловыми зарядами.

Если расчетный заряд ВВ

не помещается

в шпуре или скважине

или с. п. п. слишком велико

для данного диаметра, то нижнюю часть шпура или скважины рас­

ширяют взрыванием небольших

зарядов. При

этом в шпуре или

а

6

6

Рис. 121. Последовательность выполнения работ

при котловом

взрывании:

а — перед простреливанием;

б — после простреливания;

в — котловой заряд

скважине образуется камера (котел), позволяющая разместить за­ ряд большей величины (рис. 121). В этом случае шпуры или сква­ жины называются к о т л о в ы м и .

Величина прострелочного заряда зависит от свойств породы и требуемого объема котла. Ориентировочно вес прострелочного за­

ряда определяется

по

формуле

где

О — расчетный

вес

заряда, кг;

Ппр

— показатель

простреливаемое™ породы, показывающий, ка­

 

кой объем

котла можно получить в породе от взрыва

1 кг ВВ (см. табл. 24).

Если за один раз не удастся получить необходимый объем котла, то прострелку производят несколько раз с постепенным увеличе­ нием веса заряда. Вес первого прострелочного заряда обычно при­ нимают в шпурах 0,3—0,7 кг и в скважинах 5—10 кг. Прострелочные заряды взрывают с применением патронов-боевиков, которые в вер­ тикальные шпуры и скважины опускают на шпагате, а в горизон-

тальные шпуры досылают забойником. Забойку при простреливании выполняют на величину 0,8—1,25 высоты заряда.

Заряды котловых шпуров рассчитывают как сосредоточенные,

принимая л. н. с. для заряда

равной 0,5—0,9Н. Расстояние между

зарядами принимают 0,8—1.4И7 .

П р и з а р я ж а н и и

в

к о т е л в ы с ы п а ю т 80—85%

р а с ч е т н о г о з а р я д а

ВВ, о п у с к а ю т п а т р о н - б о е ­

в и к , а з а т е м з а с ы п а ю т о с т а л ь н у ю ч а с т ь з а р я - д а ВВ и п р о и з в о д я т з а б о й к у . Заряжание котлов на­ чинают не раньше, чем через 15 мин после прострелки. Для улучше­ ния дробления породы верхней части уступа в скважину иногда по­ мещают дополнительный заряд ВВ (см. рис. 121).

Существенным недостатком применения котловых шпуров и сква­ жин является трудность управления взрывом: в зависимости^ от свойств породы котлы могут получиться чрезмерно большими и не

заполняться

полностью ВВ или, наоборот, маленькими,

из-за чего

в скважине

не разместится расчетный заряд; если котел

образуется

выше уровня подошвы, то при взрыве могут оставаться пороги и т. д.

Поэтому на большинстве

карьеров от котловых зарядов отказались

и перешли на взрывание

удлиненными зарядами.

На карьерах Кривбасса хорошие результаты получают при рас­ ширении заряжаемой части скважины до 400 мм при огневом бу­ рении. Казахским политехническим институтом созданы опытные модели расширителей шарошечного типа, позволяющих расширить заряжаемую часть скважины с 243 до 350 мм.

§55. Взрывы специального назначения

Сувеличением масштабов взрывов д л я размещения зарядов требуется соору­

жать дорогостоящий комплекс подземных выработок большого сечения. Р я д задач, к а к , например, дробление больших объемов скальных пород на значитель­ ной глубине, не осуществим с помощью промышленных В В . Поэтому большой интерес представляет использование атомных и термоядерных взрывов д л я пе ­ ремещения и дробления больших объемов породы (данные приведены из публи­ каций материалов США).

Действие ядерного взрыва на среду. Процесс разрушительного действия ядерного взрыва делится н а четыре фазы: фаза ядерных реакций, фаза гидро­ динамического действия, фаза статического действия, фаза терморадиационного последействия.

За

период ф а з ы

я д е р н ы х

р е а к ц и й

(f =

1 мкс) выделяется вся

энергия

ядерного

взрыва,

определяемая к а к произведение энергии, выделив­

шейся

пр и делении ядра,

н а

число

делений.

 

 

П р и

расчете взрыва «Райнир», выполненном в США, получены следующие

результаты:

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Мощность

заряда,

к т

 

 

 

 

1,7 ± 0 , 1

 

 

Энергия, выделившаяся

при

взрыве,

эрг

7,2-10е

 

 

Масса

заряда,

к г

 

 

 

 

1000

 

 

Объем

зарядной

камеры,

с м 3

 

 

7 - Ю 6

 

 

Плотность

заряда, г / с м 3

 

 

 

0,14

 

 

Температура взрыва,

°С

 

 

 

1 000 000

 

 

Давление

в эпицентре

взрыва,

к г с / с м 2 . .

7 000 000

 

 

Давление

излучения,

к г с / с м 2

 

 

2500

З а период ф а з ы

г и д р о д и н а м и ч е с к и х

в о

з д е й с т в и й

происходит плавление и

испарение пород, окружающих

заряд,

и образование

полости вследствие расширения расплавленных пород. Ударные волны дробят

породу на

близких расстояниях от

взрыва и вызывают сейсмические волны

в дальних

зонах.

 

 

П р и взрыве «Райнир» в радиусе

2,3 м давление

достигло 1 ООО ООО кгс/см 2

с постоянным его уменьшением по зависимости R~ 2 ,3 &.

З а 0,2 мс туфы в этой зоне

были превращены в пар , а в радиусе 3,3 м пр и давлении до 400 ООО кгс/см 2 про ­ изошло плавление туфа. Ударная волна дробит породу в радиусе 40 м. П р и этом давление снижается до 1400 кгс/см2 , что в два раза выше предела прочности туфов на раздавливание. Н а расстоянии от 40 до 90 м ударная волна переходит в сейсмическую. Зона упругих деформаций начинается с расстояния 90 м от

центра заряда . Скорость

расширения полости вокруг заряда через 75—80 мс

I

Поверхность

Рис. 122. Развитие обрушения полости при ядерном взрыве «Райнир»:

а — полость

перед обрушением; б — развитие

обрушения;

в — полость после обрушения;

1 — слой расплавленной породы с

радиоактивными продуктами толщиной 10 см; 2 — зона

дробления;

3 — полость взрыва;

4 — вершина

конуса;

5 — обрушенный водопроница­

 

емый материал;

6 — основная зона радиоактивности

постепенно снижается до н у л я . Распределение энергии через 90 мс после взрыва

характеризуется следующими данными:

 

 

 

Зона

 

Радиус,

Мгновенно

 

 

м

выделив­

 

 

 

шаяся энер­

 

 

 

гия, %

Испарения

с .

0—18,9

8.2

Плавления

 

18,9—19

19,1

Дробления

 

19—40

47

Трещинообразования

 

40—85

21,2

Упругих деформаций

 

85

4,5

В ф а з е

с т а т и ч е с к о г о

д е й с т в и я

давление внутри

полости

снижается, происходит обрушение стенок полости

и образование конуса обру­

шения . П р и взрыве «Райнир» полость существовала

120 с. З а это время

распла­

вленный туф стекал на дно полости. Отсутствие вмятин на к а п л я х свидетельствует о быстром твердении капель во время полета в относительно холодной атмосфере полости. Обрушение полости, после того к а к давление в ней понизилось, прои­ сходит вследствие обратного движения стенок в радиальном направлении. Это обрушение происходит по всей поверхности полости и начинается до того, к а к расплавленная масса полностью стечет со стенок. В конце этой фазы происходит обрушение слоев породы, лежащих выше кровли полости, с заполнением послед­ ней раздробленным материалом (рис. 122).

В ф а з е т е р м о р а д и а ц и о н н о г о п о с л е д с т в и я завер­ шается обрушение пород и полностью формируется зона обрушения. П р и этом происходит медленное рассеивание тепла и распад радиоактивных продуктов. Длительность фазы изменяется от нескольких дней до нескольких лет.

Зоны разрушения пород при ядерном взрыве. Разведочными выработками и скважинами установлено, что з о н а р а з р у ш е н и я и м е е т ф о р м у

а

т

то

woo

10000

Мощность заряда, кт

то,

то

* 500

0,1

0,5 1

5 10

50 то

500 1000

 

 

Мощность Взрыба, нт

 

Рис. 123. Зависимость размеров разрушений при ядер ­ ном взрыве внутреннего (а) и наружного (б) действия:

1 — зона дробления; 2 — полость взрыва; 3 — диаметр ви­ димой воронки; 4 — глубина заложения заряда; 5 — глубина видимой воронки

с ф е р ы

с ц е н т р о м

в

м е с т е

р а с п о л о ж е н и я

з а р я д а ,

к к о т о р о й п р и м ы к а е т к о н у с о о б р а з н а я

з о н а

о б р у ­

ш е н и я

п о р о д

(см. рис.

122 и 126).

 

 

 

По

характеру

разрушения

различают

следующие зоны.

Зона

в о д о ­

п р о н и ц а е м а я ,

начинающаяся немного ниже центра взрыва, простирается

до верхней границы зоны разрушения . Она создается п р и обрушении в полость,

первоначально образованную взрывом, лежащих выше слоев пород. Зона

в о ­

д о н е п р о н и ц а е м а я

имеет вид сферы, которая окружает нижнюю

часть

зоны обрушения. Эта зона

образуется вследствие непосредственного разруша -

ющего действия ударной волны от взрыва заряда на породу. При взрыве «Райнир»

высота зоны обрушения составила 118 м над местом

заложения

заряда

пр и

диаметре 20—23 м на первых 30 м по высоте от центра

взрыва. Диаметр

зоны

обрушения выше 30 м не определяли. Эта же зона продолжалась ниже

цен­

тра взрыва, занимая полусферу радиусом примерно 17 м. Радиус

зоны разру ­

шенного водонепроницаемого материала примерно 40 м.

 

 

При взрыве «Райнир» распределение кусков породы по крупности в

зоне

обрушения было следующее. В нижнем разведочном штреке диаметр кусков

изменялся приблизительно от дециметра

в периферийной части зоны до метра

на участках, расположенных под местом

заложения заряда. Промежутки между

кусками породы были заполнены измельченным в порошок и затвердевшим материалом (вскрытие зоны было выполнено через год после взрыва). Горизон­ тальная разведочная выработка, пройденная н а 30 м выше центра взрыва, вошла в область раздробленной породы на расстоянии 23 м от вертикальной оси, проходящей через центр взрыва. Н а этом расстоянии обломки породы диаметром от дециметра до метра были разбиты открытыми трещинами. Затем крупность кусков становилась все меньше и на расстоянии 20 м от вертикальной оси порода имела вид тонко измельченного порошка. На участке зоны обрушения, распо­ ложенном выше центра взрыва, литологические горизонты можно достаточно четко проследить и в дробленом материале.

В водонепроницаемой зоне разрушения находится смятый и спрессованный материал, образовавшийся в результате разрушения туфа ударной водной и по­ следующего уплотнения при расширении первоначальной полости. Степень

спрессованности туфа в

этой зоне не одинакова: в нижнем участке материал

спрессован больше, чем в верхнем, примыкающем к зоне обрушения.

Зоны трещин лежат в интервале 40—90 м от центра взрыва. За пределами

90 м от заряда началась

зона упругих

деформаций.

Общее

количество

разрушенной

породы составляет минимум 700 тыс. т,

из которых

200 тыс. т — дробленый материал зоны обрушения и 500 тыс. т —

разрушенный уплотненный материал зоны дробления. Таким образом, п р и взры­

вах полного камуфлета в туфовых

массивах объемы разрушенной породы на

1 кт мощности заряда составляют:

в зоне обрушения — 120 тыс. т (53 тыс. м 3 )

в зоне дробления — 300 тыс. т.

(135 тыс. м 3 ) .

Полное внутреннее действие

взрыва

(полный камуфлет) достигалось пр и

значении приведенной л . п. с. 146 м / к т ' / 3 ,

в то время к а к пр и величине приве­

денной л . н. с , равной 95 м/кт'^3 , уже наблюдалось значительное разрушение

поверхности (взрыв «Бланка»).

Интерес представляет оценка возможности заражения радиоактивными элементами грунтовых вод в результате выщелачивания породы, находившейся в непосредственной близости от взрыва. Исследованиями ученых США уста­ новлено, что если среда, в которой происходит взрыв, содержит в достаточном

количестве алюминий

и кремний пр и отсутствии избытка натрия

и калия, то

•стекловидная

масса,

образовавшаяся п р и плавлении пород и

содержащая

большую часть

радиоактивных продуктов деления, практически

не поддается

выщелачиванию. До 99,5% всех радиоактивных частиц не будут выщелочены из стекловидной массы грунтовыми водами в течение нескольких столетий. Пр и взрыве в карбонатных породах сплавленный материал менее стоек к выщелачи­ ванию, так ка к окиси к а л ь ц и я и магния реагируют с водой.

Расчетами Г. И . Покровского установлено, что через 6—12 месяцев уровень радиоактивности снижается настолько, что обеспечивает безопасную работу

экскаваторов в районе взрыва.

 

Зависимость

размеров

зоны разрушений

и параметров воронки взрыва

•от мощности глубинного ядерного взрыва приведена на рис . 123.

Глубина видимой воронки взрыва пропорциональна величине заряда в сте­

пени 1 / 3 ) 4, т . е. и/ і/И7

2 =3 '>^QJ Qv (где W-L и W2 — глубины воронок от взрывов

зарядов

мощностью Qt

и Q2). Таким образом, закон подобия сохраняется и д л я

ядерных

взрывов.

 

 

 

Ядерные взрывы

могут

быть применены

к а к на открытых, так и на под­

земных

горных

работах.

 

 

Соседние файлы в папке книги из ГПНТБ