10.3 Расчет массового взрыва

Для сравнения рассмотрим два варианта:

1) применение поэлитиленового рукава и ВВ Гранулит УП-1; 2) применение Сибирита и Гранулита УП-1.

2) Значение удельного расхода ВВ принимается в соответствии с рекомендациями «Руководства к разработке типовых проектов БВР» и опытом производства буровзрывных работ на разрезе. Диаметр бурения принят в соответствии с имеющимся парком бурового оборудования и составляет 0,216 м. Угол наклона скважины принимается в зависимости от физико-механических и структурных свойств пород, а также высоты уступа и технологии разработки (90^°).

Вариант 1:

В обводненных скважинах используем поэлитиленовые рукова, это дает возможность применения неводоустойчевого взрывчатого вещества Гранулит УП-1, поэтому в расчетах скважины считаются сухими.

При условии сохранения крупности дробления в сравнении со сплошным зарядом можно достичь снижения проектного удельного расхода ВВ, величина которого определяется по форму­ле (выход горной массы при этом не изменяется):

q_пр.р= q_пр∙(1- Σl_р/l_вв)=0,655∙(1-2,9/8,6) = 0,426кг/м³,

где l_вв - длина сплошного заряда ВВ до рассредоточения.

Расчёт параметров скважин и сетки их расположения.

Расчёт глубины (длины) скважины.

, м; (10.1)

где – угол наклона скважин к горизонту, град.;

l_п – длина перебура, м.

Длина перебура устанавливается из выражения:

, м, (10.2)

При ведении взрывных работ над угольным пластом с целью уменьшения нарушенности породно-угольного контакта должен оставляться недобур, 0,5-1,5 м для пород І-V категорий по блочности.

Коэффициент заполнения скважин ВВ при сплошных зарядах устанавливается в соответствии с выражением

К_з=0,45+0,0006Н+0,12d_е+0,0014Нd_е, (10.3)

где d_е – диаметр естественной отдельности.

К_з=0,45+0,0006∙15+0,12∙1,4 +0,0014∙15∙1,4=0,7

Длина колонки сплошного заряда

l_з=l_скв∙К_з ,м, (10.4)

l_з=15,9∙0,7=11 м.

Длина забойки

l_заб=l_скв-l_з, (10.5)

l_заб=15,9-11=4,9 м.

По рекомендациям ИГД им. Скочинского общая длина воздушных промежутков (∑l_вп) не должна превышать:

 для наклонных скважин:

, (10.6)

где σ_сж – предел прочности на одноосное сжатие, МПа;

f – коэффициент крепости по шкале проф. М.М. Протодьяконова.

∑l_вп=(0,4-(7∙10^-7-7²∙10^-7))∙12=4,7 м.

Радиус зоны разрушения от диаметра заряда, прочностных свойств пород и плотности применяемого ВВ определяется по формуле:

(10.7)

R=17∙0.216^0.75∙(0.2∙7)^-0.5∙0.95^0.5=4.5 м.

Если учесть, что от торцевого действия заряда глубина разрушения составляет 1/3 от радиуса разрушения, определяемого по формуле (10.7) и то, что при рассредоточении промежутком, заполненным воздухом или другим материалом (водой, буровой штыб и т.д.) образуются два торца заряда, длину промежутка можно определить как .

Максимальную длину воздушного промежутка можно определить по формуле

, (10.8)

l_вп=11,3∙0,216^0.75∙(0,2∙7)^-0.5∙0,95^0.5=2,9 м.

Исходя из выведенной формулы (10.8) величина промежутка рассредоточения должна составлять не более расчётных данных. Расчетные данные для скважин диаметром 216 мм представлены в таблице 10.4.

Таблица 10.4 - Расчетные данные для скважин диаметром 216 мм

	Коэффициент крепости пород по Протодьяконову
	3	4	5	6	7	8
Гранулит УП-1	4,5	3,0	3,5	3,0	3,0	2,5
Сибирит	5,0	4,5	4,0	3,5	3,5	3,0

Для наилучшей равномерности дробления горных пород при применении рассредоточения зарядов величину промежутка необходимо определять по формулам (10.6) и (10.8), если значения промежутка превышают данные таблицы 10.4, то число интервалов рассредоточения принимается равным целой части величины

, (10.9)

n_p = 4,7/2,9 = 1.6

Для рассредоточенных зарядов длина забойки (l_заб.р, м) и длина колонки ВВ (l_вв.р, м) составляет

l_заб.р = l_заб∙(1- Σl_р/l_скв), (10.10)

l_заб.р = 4,9∙(1-2,9/15,9)=4 м.

l_вв.р = l_скв- l_заб – Σl_р (10.11)

l_вв.р = 15,9-4-2,9 = 9 м.

При рассредоточении колонки ВВ на две части длина верхней (1_вврв, м) и нижней (1_вврн, м) частей составляет:

l_вврв = 0,35 ∙l_ввр, (10.12)

l_вврн = 0,65 ∙ l_ввр. (10.13)

l_вврв = 0,35∙9 = 3,2 м,

l_вврн = 0,65 ∙9 = 5,8 м.

Массу скважинного заряда можно рассчитывать по упрощённой формуле:

, кг, (10.14)

Q_скв=35∙9=315 кг.

где Р - вместимость 1 погонного метра скважины, кг/м.

Расчетная вместимость одного погонного метра скважины, а также тротиловый эквивалент применяемого ВВ приведены в таблице 10.5.

Таблица 10.5- Расчетная вместимость одного погонного метра скважины

Наименование ВВ	Тротиловый эквивалент по теплоте взрыва, Квв	Плотность ВВ в скважине, г/см^3	Масса ВВ, кг на 1 п.м. диаметр скважины 160 мм	Масса ВВ, кг на 1 п.м. диаметр скважины 216 мм
Гранулит УП-1	0,9	0,95	19	35
Сибирит 1200	0,61	1,20	24	44
Эмульсолит	0,8	1,20	24	44
Аммонит 6ЖВ	1,05	1,05	21	38
Шашки ТГ-П850	1,0	1,4	28	51

Длина сопротивления по подошве уступа (W)

Линия сопротивления по подошве для первого ряда взрываемых скважин рассчитывается по формуле (в м)

W = , (10.14)

где - плотность заряда ВВ, кг/м³ ( = 0,95);

h – высота уступа, м;

 угол наклона скважины к горизонту, градус;

k_ПЕР – коэффициент перебура скважин; значение его рекомендуется принимать в следующих пределах: 5-7 для легковзрываемых пород и угля (f = 2-5); 7-9 для пород средней взрываемости (f = 5-7); 9-12 для трудновзрываемых пород (f = 7-10); при взрываниии вскрышных уступов, в подошве которых расположен пласт угля, величина k_ПЕР принимается равной нулю;

 коэффициент внешней забойки скважин; рекомендуется принимать равным 20-24 ; для уступов высотой менее 5 м принимается таким, при котором общая длина внешней забойки не превышала бы половины длины заряда;

l_В.П - общая длина воздушных промежутков и промежуточной забойки в скважине, м;

m- коэффициент сближения скважин в ряду; для всех пород m = 1,0-1,2;

q_Р - расчетный удельный расход ВВ , кг/м³;

q_Р= q e,

q – оптимальный удельный расход эталонного ВВ , кг/м³ ;

e - переводной коэффициент работоспособности применяемого ВВ по отношению к граммониту 30/70.

W = = 7 м.

При использовании ВВ, отличающихся от граммонита 30/70, значения удельного расхода следует умножать на поправочные коэффициенты:

– граммонит 30/70 –1,0;

– граммонит ТК3-15 – 1,0;

– гранулотол – 1,0;

– гранулит УП – 1,1;

– гранулит НК – 1,15;

– порэмит – 1,3;

– эмульсолит – 1,3;

– сибирит – 1,2.

Сетка расположения скважин на уступе:

Соотношение между параметрами сетки скважин (коэффициент сближения) устанавливается из выражения:

m = 0,85 + 0,25d_Е = 0,85 +0,25∙1,4= 1,2; (10.15)

где d_Е – средний диаметр естественной отдаленности в массиве, м.

Расчетное расстояние между скважинами в ряду определяется из выражения:

(10.16)

Расчетное расстояние между рядами скважин устанавливается из соотношения:

b = = = 6 м (10.17)

где m – коэффициент сближения зарядов для наклонных скважин принимается 0,9- 1,3. При многорядном расположении скважин расстояние между рядами принимается (0,75-1,0) W при КЗВ и 0,85W при одновременном взрывании.

Расстояние между рядами скважин (при многорядном взрывании) для всех горных пород принимается равным сопротивлению по подошве уступа с целью обеспечения наиболее равномерного распределения ВВ во взрываемом массиве.

Объем горной массы взрываемой одной скважиной:

V = a W H = 7 ∙6 ∙ 15,0 = 630 м³. (10.18)

Выход горной массы с 1 п.м. скважины:

V₁ = = = = 36,9 м³, (10.19)

где V – объем взрываемой горной массы одним зарядом, м³.

Число рядов скважин определяется по формуле

n = = ≈ 3, (10.20)

Ширина развала пород (в м) после взрыва рассчитывается по формуле:

А_БВР = (1,5-1,7) R _ЧУ= 1,7 ∙ 12,2 = 21 м (10.21)

где А_БВР - ширина буровзрывной заходки, м

Максимальная ширина развала:

В_р = А_БВР + В₀, (10.22)

где В_р – ширина развала, м;

В₀- дальность перемещения горной массы при порядной схеме взрывания, м

В₀ = (1+ sin (0.5 - )∙ n∙ K∙ = (1+ sin (0.5∙ 3.14 – 75) ∙3∙2∙0,54=7,2 м.

В_р = 21+7,2= 28,2 м.

Вариант 2:

Длина скважины, перебура, колонки сплошного заряда, воздушного промежутка, коэффициент заполнения скважин ВВ остаются прежними.

Так как высота столба воды в скважине 2 м, то длина нижнего заряда будет равна 2м, соответственно длина верхнего заряда равна 9-2 = 7 м.

Масса скважинного заряда равна сумме масс нижнего и верхнего зарядов

, кг;

Q_{скв 1}=(44∙2)=88 кг;

Q_{скв 2}=(35∙7)=245 кг;

Q_скв=88+245=333кг.

Линия сопротивления по подошве для первого ряда взрываемых скважин равна

W = = 7,2 м.

Сетка расположения скважин на уступе:

Соотношение между параметрами сетки скважин (коэффициент сближения) устанавливается из выражения:

m = 0,85 + 0,25d_Е = 0,85 +0,25∙1,4= 1,2,

где: d_Е – средний диаметр естественной отдаленности в массиве, м.

Расчетное расстояние между скважинами в ряду определяется из выражения:

Расчетное расстояние между рядами скважин устанавливается из соотношения:

b = = = 6,0 м.

Объем горной массы взрываемой одной скважиной:

V = a W H = 7 ∙7,2 ∙ 15,0 = 756 м³.

Выход горной массы с 1 п.м. скважины:

V₁ = = = = 47,5 м³,

где V – объем взрываемой горной массы одним зарядом, м³.

Число рядов скважин определяется по формуле

n = = ≈ 3.

Ширина развала пород (в м) после взрыва рассчитывается по формуле:

А_БВР = (1,5-1,7) R _ЧУ= 1,7 ∙ 12,2 = 21м,

где А_БВР - ширина буровзрывной заходки, м

Максимальная ширина развала:

В_р = А_БВР + В₀,

где В_р – ширина развала, м;

В₀- дальность перемещения горной массы при порядной схеме взрывания, м

В₀ = (1+ sin (0.5 - )∙ n∙ K∙ = (1+ sin (0.5∙ 3.14 – 75) ∙3∙2∙0,54= 7,2 м.

В_р = 21+7,2= 28,2 м.

Принцип рассредоточения зарядов ВВ

Экспериментальные исследования в ИГД им. А.А. Скочинского и опыт применения скважинных зарядов, рассредоточенных воздушными промежутками, при открытых разработках руд­ных и угольных месторождений показали, что применение воздушных промежутков позволяет значительно увеличить равномерность дробления пород и уменьшить крупность среднего раз­дробленного куска в развале без увеличения удельного расхода взрывчатых веществ.

Качество дробления пород при этом полагается оставаться неизменным за счёт изменения механизма передачи энергии взрыва массиву и возникновения дополнительной интерференции волн напряжений.

Выбор условия сохранения – уменьшения удельного расхода при рассредоточении зарядов необходимо делать на основе опытных экспериментальных взрывов и требований к качеству дробления в конкретных условиях.

Способ рассредоточения.

Рассредоточение зарядов можно производить с помощью скважинных затворов, диаметр которых превышает диаметр скважин. Скважинный затвор (резиновый мяч) в сжатом виде опус­кают в скважину на соединительной трубке на заданную глубину. С созданием в мячах определённого давления воздуха, они надёжно фиксируются в скважине и дают возможность создавать воздушные промежутки любой величины.

Указанный способ осуществляют следующим образом:

а) На дно скважины помещают боевик, для создания наиболее благоприятного условия для надёжной инициации заряда от боевика предварительно производят заряжание ВВ массой 20-80 кг. Затем после опускания боевика производят зарядку скважины.

б ) Затем на заданную глубину устанавливают в сжатом виде пневматический скважинный затвор, который состоит из герметичной резиновой камеры, установленной в нём ниппеля и полой иглы, жёстко соединённой с резиновым шлангом, по которому подаётся воздух для закачивания камеры. При этом между пневматическим скважинным затвором и нижним зарядом оста­ется воздушный или водяной промежуток (в случае, когда нижний заряд находится в воде).

в) После установки пневматического скважинного затвора, на него опускают следующий боевик и верхнюю часть заряда.

г) В случае применения двух промежутков рассредоточения операции а и б, повторяют необходимое число раз.

Обоснование средств инициирования

Мировой опыт совершенствования БВР показывает, что наметилась явная тенденция преимущественного применения неэлектрических средств и способов инициирования скважинных зарядов. Это вызвано тем, что за последнее десятилетие значительно усовершенствованы, разработаны высокоэффективные, безопасные и сравнительно простые в применении системы неэлектрического взрывания. Стоимость новых средств взрывания немного выше, чем средства с использованием детонирующего шнура.

На основании анализа технических возможностей систем НСИ были выявлены следующие ее достоинства:

– возможность индивидуального замедления каждого заряда, возможность применения зарядов внутри скважинного инициирования в любой части удлиненного заряда;

– отсутствие бокового энерговыделения у проводника инициирующего сигнала, позволяющего исключить энергетические потери, связанные возбуждением низкоскоростных процессов детонации в удлиненных зарядах особенно с применением современных водосодержащих и гранулированных ВВ;

– повышенная мощность капсулей-детонаторов (КД), обеспечивающая надежное инициирование шашек-детонаторов в условиях любой степени обводненности. Кроме того, система неэлектрического инициирования не содержит инициирующих ВВ, не чувствительна к блуждающим токам, статистическому электричеству, электромагнитным импульсам, включает неразрушающую ударно-волновую трубку, не чувствительную к скользящему под углом 30° удару плоского ударника с энергией до 500 Дж, как по КД, так и по ударно-волновой трубке.

В качестве боевиков при применении системы СИНВ используются шашки типа БДШ-800У, имеющие специальное посадочное место под КД. Для надежной фиксации КД в посадочном месте шашки необходимо, чтобы его гильза полностью входила в глухое отверстие шашки, а конец резиновой втулки размещался в сквозном канале.

Использование системы НСИ с различным временем замедления и путем соединения их в определенной последовательности позволяет получить заданный порядок инициирования зарядов, обеспечивая требуемую направленность взрыва развала. Кроме того, практически осуществляется поскважинное замедленное взрывание зарядов ВВ на массовом взрыве.

Применение системы СИНВ позволило упростить работу взрывников и привело к сокращению числа специалистов, участвующих в монтаже взрывных сетей. Однако нельзя не отметить, что внедрение этой системы не позволило пока полностью исключить отказы на массовых взрывах. Анализ причин отказов показал, что основной причиной их явились ошибки, допущенные при монтаже (человеческий фактор). Кроме того, причиной отказов явилось повреждение магистральных волноводов осколками разлетающихся при взрыве отдельных частей соединительных элементов.

Общим недостатком систем НСИ является отсутствие возможности дублирования схемы монтажа взрывной сети и зачастую неудовлетворительное качество изготовления отдельных элементов. Однако, несмотря на отмеченные недостатки, эти системы будут успешно внедряться при дроблении скальных пород и руд крупноблочного строения и вытеснят использование детонирующего шнура на большинстве предприятий России.

Таким образом, мы рекомендуем применять системы неэлектрического инициирования, т.к. при их применении:

– улучшается качество дробления пород за счет полного использования энергии ВВ в скважинах;

– снижается выход негабарита и получается более равномерное дробление;

– за счет более полного использования энергии ВВ в скважинах появилась возможность увеличить выход горной массы с 1 м скважины без ухудшения качества дробления при применяемых ранее удельных расходах ВВ;

– за счет резкого уменьшения веса одновременно взрываемых зарядов ВВ в блоке снизилось сейсмическое воздействие на здания, сооружения и борта карьера;

– улучшается экологическая обстановка в забойном пространстве разреза и вокруг него.