Общие принципы расчета зарядов

 

Сущность применяемых в настоящее время методов расчета зарядов состоит в определении расчетного расхода ВВ на 1 м³ (т) массива взрываемого участка и расчетного объема массива, раз-

 

 

рушаемого при взрыве. Удельный расход ВВ зависит от свойств пород, метода ведения взрывных работ (шпуровыми, скважинными или камерными зарядами) и назначения взрыва (на простреливание, на дробление, на выброс породы числа открытых поверхностей у взрываемого массива). В настоящее время значение удельного расхода ВВ принимается на основе обобщения данных практики и последующего уточнения в процессе выполнения массовых взрывов и оценки их качества для конкретного карьера. На основе анализа выполненных взрывов для карьера составляется классификация горных пород по их взрываемости с указанием для каждой категории рекомендуемого удельного расхода ВВ. Взрываемость пород на карьерах в основном определяется их трещиноватостью или блочностью (см. табл. 1.1). Для каждой категории трещиноватости пород приводится расход ВВ (кг/м³).

При определении объема взрываемой породы обычно поль­зуются элементарным геометрическим расчетом. Как правило, фактический объем разрушения не соответствует расчетному и, строго говоря, удельный расход ВВ, вводимый в расчетные фор­мулы из таблиц, не соответствует фактическому удельному расходу ВВ. Но в дальнейшем в книге использовано для простоты понятие «расчетный удельный расход ВВ» с учетом сделанных ого­ворок, так как эта неточность не влияет на конечный результат взрыва.

Рассмотрим в общем виде принципы расчета сосредоточенных и удлиненных зарядов рыхления (дробления) и выброса, на базе которых в дальнейшем изложены способы расчета зарядов для конкретных условий.

Сосредоточенные заряды рыхления. Расчеты ведутся из предпо­ложения, что при взрыве образуется воронка взрыва, угол при вершине которой составляет 90°. Объем такой воронки (м³), назы­ваемой нормальной, равный объему конуса, определяется по фор­муле

V =1/3*πr²*W

Учитывая, что при нормальной воронке показатель действия взрыва п = 1, а следовательно, г = W, подставим в формулу вместо r величину W и, приняв значение π = 3, найдем, что

V =1/3*3*W²*W~W³

и расчетная формула принимает вид

Q_н=q_н*W³

где q_н— расчетный удельный расход ВВ для нормальных воро­нок взрыва, кг/м³.

Эта величина удельного расхода ВВ принимается за стандарт, характеризующий взрываемость пород. На предприятиях состав-

 

ляются специальные классификации по взрываемости, в которых для разных пород определяются величины удельных расходов ВВ при стандартных условиях.

Установлено, что при уменьшении или увеличении заряда нормального выброса соответственно уменьшается или увеличи­вается показатель действия взрыва, и при расчетах оказывается, что разрушение породы при показателе действия взрыва, меньшем единицы, происходит с меньшими удельными расходами ВВ, а при показателе действия взрыва, большем единицы, — с большими по сравнению со стандартными удельными расходами, т. е. вели­чина расчетного удельного расхода ВВ зависит от показателя дей­ствия взрыва. Это учитывается введением в расчетную формулу функции показателя действия взрыва f (n), которая учитывает изменение расчетного удельного заряда ВВ по сравнению со стан­дартным (при воронке нормального выброса). При этом формула расчета зарядов (кг) принимает вид

Q=f(n)*q_н*W³

При п > 1 f(n) > 1;

при п = 1 f (n) = 1;

при п < 1 f (n) < 1.

Опытами треста Союзвзрывпром установлено, что для зарядов рыхления численное значение функции показателя действия взрыва может быть принято f (п) = 0,33, т. е. расчетная формула для оп­ределения сосредоточенного заряда рыхления Q_Р принимает вид

Q_Р = о.ззq_н*w³

Для определения значения функции f (п) имеется большое число формул. Обычно расчетный удельный расход ВВ принимается по специально составленным таблицам на основе обобщения данных производственных взрывов и уточняется в процессе ведения взрыв­ных работ с учетом свойств взрываемых пород (см. табл. 1.5).

Сосредоточенные заряды выброса. На карьерах и строительстве плотин в СССР применяются взрывы зарядов для выброса большей части грунта из контуров воронки взрыва или перемещения грунта на определенные расстояния.

Применение этого способа на ряде карьеров для сооружения траншей взрывами на выброс позволило сократить сроки их строительства и значительно снизить себестоимость работ.

Заряды выброса рассчитываются по выведенной на основе обра­ботки большого числа взрывов формуле М. М. Борескова

Q=(0.4+0.6n³)q_н*W³

где f (п) = 0,4 + 0,6n³ — функция показателя действия взрыва.

Наиболее часто при взрывании на выброс значения показателя

действия взрыва п принимаются в пределах 1,5 — 2; величины

 

 

расчетных расходов ВВ для взрывания на выброс приведены в табл. 1.5.

При значении ЛНС больше 25 м формула М. М. Борескова дает заниженные результаты величин зарядов. Поэтому для W >25 м проф. Г. И. Покровский ввел поправочный коэффициент

√W/25, и расчетная формула для больших Wприняла вид

Q = (0,4 + 0,6n⁸) q_н√W/25*W³

Введение такого коэффициента объясняется необходимостью придать центру тяжести массы грунта скорость, достаточную для выброса его из пределов контура воронки взрыва. Для каче­ственного выброса необходимо энергией взрыва поднять центр тяжести грунта в воронке на высоту

H=1/3*W+1/4W=7/12W

где -1/3W - расстояние центра тяжести грунта от открытой по­верхности, м;

1/4W — необходимая минимальная высота подъема для обеспечения нормального выброса, м.

С увеличением W2>W1значение скорости выброса грунта следует увеличить, чтобы обеспечить подъем центра тяжести выбрасываемого грунта на большую высоту H2>H1 чем при меньших значениях ЛНС, т. е. чем больше глубина заложения заряда, тем большим должен быть расчетный удельный расход ВВ (рис. 9.14).

В последующих работах Г. И. Покровского и В. Н. Родио­нова предложено вводить поправочный коэффициент на глубину заложения заряда в виде К_г= 1+0,02W, а расчетная формула имеет вид

Q=qн (0,4 + 0,6n³)W³*К_г

 

т. е. значение глубины заложения заряда учитывается не с вели­чины 25 м, а при любой глубине.

Удлиненные заряды рыхления. Для взрывания серии удлинен­ных зарядов расчет ведут, исходя из объема породы, разрушае­мого одним зарядом (см. рис. 9.14), который вычисляют как гео­метрический объем (м³):

V = W_па*H

где W_п— СПП уступа для заряда, м;

а — расстояние между смежными удлиненными зарядами, м;

H— высота уступа, м. При взрывании на карьерах уступы, как правило, имеют угол откоса меньше 90°. Поэтому в расчетную формулу вводится вели­чина СПП, равная горизонтальному расстоянию от оси скважины до нижней бровки уступа, и масса заряда в скважине определяется по формуле

Q=q_рW_паH,

где q_р— расчетный удельный расход ВВ (кг/м³), принимаемый по табл. 1.4 или 1.5.

В этой формуле, кроме q_р существенное значение имеет опре­деление величины W,так как от нее при данном диаметре заряда зависят результаты взрыва.

Для упрощения и повышения точности, вводимых в расчет данных МГИ предложено определять расчетный удельный расход ВВ для ведения массовых взрывов на карьерах по результатам опытного массового взрыва, выполненного с учетом методических рекомендаций, приведенных в приложении 3.

Возможен более сложный метод определения расчетного удель­ного расхода ВВ (q_р), который заключается в следующем: при выбранных стандартных условиях опыта определяется базовый или эталонный расход ВВ q_э(кг/м³), а затем вводится ряд попра­вочных коэффициентов, учитывающих конкретные условия про­ведения взрыва и требования к нему, т. е.

q_р= q_эк_ввк_hк_cвк_д

где к_вв— коэффициент, учитывающий энергетические характе­ристики ВВ;

к_н, к_д— коэффициенты, учитывающие требования к выходу негабарита и крупности дробления горной массы;

к_Св — коэффициент, учитывающий способ взрывания.

Этих коэффициентов может быть и больше. Главный недоста­ток такого подхода в сложности определения численных значений этих коэффициентов. Поэтому более распространен первый (пря­мой) метод определения расчетных расходов ВВ.