Методы ведения взрывных работ на земной поверхности

Взрывные работы на земной поверхности ведутся с целью добычи минерального сырья на карьерах, сооружения выемок, полок в транспортном строительстве, врезке оснований и сооружений котлованов, каменно-набросных/плотин в гидротехническом строительстве, мелиоративных каналов, разрушения различных промышленных объектов, дробления мерзлых грунтов в промышленном строительстве, обработке металлов с целью их резки, штамповки, упрочнения и т. д. В сшйк большим разнообразием условий и объемов ведения взрывных работ для взрывных работ применяют шпуровые, скваж1шные, котловые, камерные, накладные заряды. В каждом случаема основе технико-экономического анализа выбирается наиболее экономичный и производительный метод., Кроме того, все шире применяется на карьерах, в транспортном и гидротехническом строительстве метод контурного взрывания для заоткоски откосов уступов с целью минимального их разрушения и повышения устойчивости. Основные расчетные параметры расположения удлиненных наиболее распространенных зарядов на уступе показаны на рис. 11.1.

МЕТОД ШПУРОВЫХ ЗАРЯДОВ

Параметры расположения шпуров. На карьерах этот метод применяется при небольших объемах работ, раздельной (селективной) выемке и малой мощности месторождения полезного ископаемого, при добыче крупных блоков строительного и отделочного камня, разработке особо ценных полезных ископаемых

в тех случаях, когда требуется сохранить структуру ископаемого или не допустить излишнего его измельчения, для дробления негабаритов и рыхления мерзлоты. Вертикальные, наклонные или горизонтальные (слабонаклонные) шпуры диаметром 32—70 мм и глубиной 3—5 м на карьерах бурят ручными или установленными на легких каретках бурильными молотками. По длине шпуры различаются: до 1,5—мелкие, 1,5—2,5 м — средние, 2,5—5 м — глубокие.

В зависимости от свойств взрываемой породы и требуемого объема взрыва шпуры на уступе располагают в один или несколько рядов. В крепких породах для лучшего отрыва породы шпуры бурят с перебуром, составляющим 10—15 % высоты уступа. Если в подошве уступа залегают более слабые породы, то шпуры бурят на глубину, равную высоте уступа. При наличии в подошве уступа глинистых или слабых прослоев шпуры недо-буривают до этого слоя на 0,15—0,2 м.

Расстояние между шпурами в ряду должно быть таким, чтобы исключить повреждение соседних зарядов, взрываемых с замедлениями.

При огневом взрывании расстояние между шпурами в ряду принимают

а= (1,2÷l,5) W;

при электрическом взрывании и взрывании с помощью детонирующего шнура

а = (0,8÷1,3) W.

Масса шпурового заряда определяется по формуле

Q = qaHW,

где q — расчетный удельный расход ВВ, кг/м³; Н — высота уступа, м; W — сопротивление по подошве, м.

Для интенсивного дробления пород и хорошей проработки подошвы уступа значения W не должны превышать 20—25 диаметров заряда для крепких пород и 25—35 диаметров заряда для пород средней крепости.

Расчетный удельный расход ВВ принимают на основе обобщения и анализа предыдущих взрывов или по справочникам. При увеличении крепости с f = 3 до f = 16 и блочности пород с I до V категории расчетный расход ВВ увеличивается от 0,3 до 1,2 кг/м³. Для ориентировочных расчетов он может быть принят в пределах 0,85—0,9 от удельного расхода ВВ для скважинных зарядов.

Значение W определяется по формуле

где р — вместимость шпура, кг/м; т — коэффициент сближения шпуров.

При этом значение т = a/W должно составлять 0,7—1,0, W = 0,5÷0,7 высоты уступа, глубина перебура 10 диаметров заряда (d₃), длина забойки (15—20) d₃.

При взрывании шпуров с величиной СИП меньше 1 м фактический удельный расход ВВ увеличивается. Поэтому в расчетную формулу определения величины заряда вводится поправочный коэффициент k_w, значения которого приведены ниже.

W......................... 1,0 0,9 0,8 0,7 0,6 0,5 0,4 0,3

k_w.......................... 1,0 1,15 1,37 1,8 2,4 3,5 5,4 8,8

Достоинства метода шпуровых зарядов: равномерное и мелкое дробление взрываемых пород, возможность применения в любых горно-геологических условиях, простота, высокая маневренность. Недостатки метода: большой объем бурения, высокая себестоимость работ, необходимость заряжания и взрывания большого числа шпуров, сложность организации работ при необходимости отбойки значительных объемов породы.

Технология и организация взрывных работ. Перед заряжанием проверяются правильность расположения шпуров на уступе, соответствие их глубины высоте уступа или проектным данным. При необходимости производится очистка шпуров от буровой мелочи или шлама. Чистка шпуров выполняется их продувкой сжатым воздухом через опускаемую в шпур металлическую трубку или реже выгребанием шлама специальной ложечкой — чищалкой.

Для заряжания вертикальных и наклонных шпуров применяют порошкообразные, гранулированные и патронированные ВВ, для заряжания горизонтальных шпуров и при наличии в шпурах воды (влаги) — только патронированные ВВ. На карьерах механизированное заряжание шпуров не применяется. При использовании порошкообразных ВВ шпуры заряжают засыпкой из мерной кружки или совком порциями по 150—200 г через металлическую воронку, установленную над устьем. После засыпки порции ВВ его слегка уплотняют деревянными или алюминиевым забойником. После размещения в шпуре 80—85 % величины заряда в него помещают патрон-боевик, и остальную часть заряда засыпают без уплотнения.

В случае заряжания шпурачторошкообразными ВВ изготовление патронов-боевиков необязательно. В этом случае перед засыпкой последней порции ВВ в шпур опускают капсюль-детонатор, электродетонатор или отрезок детонирующего шнура с завязанным на конце, узлом.

При заряжании патронированными ВВ патроны в шпуры вводят по одному. Патрон-боевик вводят последним. Слежавшиеся патроны с аммиачно-селитренным ВВ перед заряжанием необходимо предварительно размять руками до восстановления первоначальной порошкообразной структуры ВВ.

При заряжании сухих шпуров патронированным ВВ на их оболочках делают косой надрез, чтобы при раздавливании забойником сечение шпура было полностью заполнено ВВ.

Патроны-боевики во всех случаях вводят в шпур без надрезания, и вводимое после них ВВ уплотнять запрещается. При использовании прессованных ВВ торцы патронов с большей плотностью, не имеющие углублений для детонаторов, должны быть обращены к дну шпура. В прессованные патроны детонатор разрешается вставлять только в углубление, сделанное в патроне на заводе-изготовителе.

При взрывании шпуров обычно для инициирования зарядов применяют капсюли-детонаторы или электродетонаторы.

После того как в шпур помещен весь заряд ВВ, оставшуюся свободной часть шпура осторожно, чтобы не повредить шнуры (детонирующий, огнепроводный) или электрические провода, заполняют мелкой забойкой (песком, глиной, смесью глины с песком, мелкой породой и т. п.). Первые порции забойки вводят без уплотнения, а у устья шпура забойку утрамбовывают. Обычно на забойку оставляют третью часть длины шпура.

При огневом инициировании зарядов проверяют число заряженных шпуров, раскладывают концы шнуров, идущих от зарядов, в удобное для поджигания положение, поджигают указанными выше способами (см. подраздел 6.4) отрезки огнепроводного шнура и уходят в безопасное место. Перед взрывом зарядов с помощью детонирующего шнура взрывник обязан проверить правильность монтажа взрывной сети. При электрическом взрывании взрывник монтирует взрывную сеть, присоединяет участковые провода к магистрали, осматривает сеть, уходит в безопасное место и оттуда с помощью электроизмерительных приборов проверяет исправность взрывной сети. После проверки сети он подсоединяет концы магистральных проводов к клеммам взрывной машинки или минной станции и производит взрыв.

Если сопротивление сети отличается от расчетного более чем на 10 %, взрывник должен закоротить концы магистральных проводов, найти и устранить неисправность электровзрывной сети.

После взрыва взрывник и руководитель взрыва тщательно осматривают место взрыва и убеждаются в том, что в забое не осталось невзорвавшихся зарядов. В случае обнаружения невзорвавшихся зарядов (отказов) их ликвидируют.

МЕТОД СКВАЖИННЫХ ЗАРЯДОВ

Взрывание скважинными зарядами на карьерах является основным способом взрывной подготовки скальных горных пород к выемке и последующей переработке. Основные схемы расположения вертикальных скважин обычных, котловых и с расширением заряжаемой части с помощью механических расширителей или огнеструйных горелок показаны на рис. 11.2, а схемы расположения наклонных скважин — на рис. 11.3.

Параметры расположения скважин. При методе скважинных зарядов во взрываемом массиве бурят вертикальные или наклонные скважины диаметром 80—320 мм, глубиной 5—20 м и более. Этот метод в настоящее время наиболее широко применяется на карьерах, в транспортном и гидротехническом строительстве.

На уступе скважины можно располагать в один (однорядное взрывание), в два и более рядов (многорядное взрывание) в зависимости от параметров погрузочного оборудования и принятой технологии работ.

Параметры расположения скважин на карьерах (см. рис. 11.1) характеризуются следующими величинами: d₃ — диаметр скважины (заряда), мм; Н — высота уступа, м; W — сопротивление по подошве (СПП), м; а — расстояние между скважинами, м; b — расстояние между рядами, м; С ≥З м — безопасное расстояние от оси скважины до верхней бровки уступа; l₃ — длина заряда, м; l_п — длина перебура, м; l _заб — длина забойки, м; L — глубина скважины, м; а — угол откоса уступа.

При расчете параметров расположения скважинных зарядов на уступе в первую очередь определяют величину СПП для скважин, обеспечивающую хорошую проработку подошвы уступа и заданную степень дробления пород.

Угол откоса уступов обычно составляет 65—70 %, а потому сопротивление взрыву в нижней части вертикально пробуренной скважины больше, чем в верхней. Минимальное безопасное по условиям бурения СПП определяется по формуле

W_б = H ctg α + С.

Значение предельного СПП, преодолеваемого одиночной скважиной, должно быть W > W₆.

Расчетное расстояние между скважинами принимается (0,8÷1,0) W, при многорядном КЗВ расстояние между рядами скважин принимается равным W первого ряда.

Для усиления действия взрыва заряда на уровне подошвы уступа скважины бурят с перебуром, т. е. на глубину, большую высоты уступа. Глубина перебура скважин (П) обычно составляет 0,1—0,2 высоты уступа или 10—15 d₃ и уточняется на основе анализа результатов предыдущих взрывов. При трудновзрываемых породах в перебуре скважин целесообразно разместить заряд более мощного ВВ. Если на уровне подошвы уступа имеются ясно выраженные горизонтальные плоскости напластования или мягкие прослойки, то перебур скважин не делается. При наличии в подошве мягких пород скважины не добуриваются до подошвы, уступа на 0,5—1 м. Опытные и промышленные массовые взрывы железистых кварцитов на карьере Лебединского ГОКа (КМА) зарядами в скважинах диаметром 400—500 мм, расширенных огневым способом, показали, что при таком диаметре перебур скважин делать не надо, так как мощное воздействие взрыва заряда большого диаметра разрушает подошву уступа на глубину до 1,5 м и полностью исключается завышение подошвы уступа на всем блоке при сетке скважин 9x9 м.

Масса заряда скважины первого ряда Q = qaWH.

Масса заряда для скважин второго и последующих рядов обычно увеличивается на 10—20 % по сравнению с массой заряда

скважин первого ряда. Окончательно масса заряда уточняется опытными взрывами. Расчетный удельный расход ВВ принимается для каждой категории пород по табл. 1.4, на основе обобщения данных предыдущих взрывов, местной шкалы взрываемое™ пород, применяемой на данном карьере, или табл. 1.5, в которой обобщен опыт ведения взрывных работ треста Союзвзрывпром. Максимальная масса заряда, которая может быть размещена в скважине, определяется из выражения

Q_max ⁼⁼ ρ (L - l_заб),

где ρ — вместимость 1 м скважины, кг/м.

Длина забойки обычно принимается (25—30) d₃.

Вместимость 1 м скважины зависит от плотности заряжания и коэффициента разбуривания породы k_p (увеличение диаметра скважины по сравнению с диаметром долота). Для шарошечного и пневмоударного бурения k_p = 1,05÷1,08.

Вместимость скважин разного диаметра при насыпной плотности гранулированных ВВ, равной 0,9 г/см³, имеет следующие значения:

Диаметр скважины, м 300 290 250 200 180 180 150

Вместимость 1 м скважины, кг 63,6 59,4 44,2 22,3 28,9 18,1 15,9

При механизированном заряжании получается более высокая плотность ВВ в зарядах, вследствие чего вместимость скважин увеличивается.

Если Q_max меньше величины заряда, который необходимо разместить в скважине, то необходимо уменьшить расстояние между скважинами или увеличить их диаметр. Величина предельного диаметра заряда рассчитывается по формулам, приведенным в 12.6.

Практически значения СПП принимаются в пределах (25÷35) d₃, меньшие значения относятся к трудновзрываемым породам.

При взрывании в траншеях обычно применяется многорядное короткозамедленное взрывание зарядов. Расчет зарядов такой же, как и при взрывании уступов. Величина расчетного удельного расхода ВВ принимается на 20 % больше, так как заряды работают в более трудных условиях.

При отработке уступов в зимнее время, которые в летнее время не требуют рыхления взрывным способом, для дробления промерзшего слоя обычно применяют взрывы глубоких (наклонных и вертикальных) и мелких скважин или шпуров. В глубоких наклонных скважинах у откоса уступа, как правило, заряды рассредоточивают, что позволяет более равномерно распределить ВВ по длине скважины и обеспечить лучшее дробление породы по всей высоте уступа.

Заряды рассредоточивают забойкой или воздушными промежутками. Взрывание должно обеспечить определенную степень дробления взорванной горной массы.

В последние годы успешно внедряется метод взрывания уступов со слоем мерзлоты за счет применения рассредоточенных зарядов. При этом верхний торец вспомогательных зарядов располагается ниже промерзшего слоя породы. Им достигается усиленный эффект дробления, а между основными и вспомогательными зарядами оставляется воздушный промежуток (рис. 11.4).

В настоящее время разработаны методы регулирования дробления породы, приведенные в разделе 10, которыми следует руководствоваться при выполнении взрывов в конкретных горнотехнических условиях.

В последние годы на карьерах широко применяют многорядное короткозамедленное взрывание скважинных зарядов, которое обеспечивает более высокие технико-экономические показатели, чем мгновенное однорядное взрывание.

При короткозамедленном взрывании детонирующим шнуром с помощью пиротехнических замедлителей КЗДШ применяют разнообразные схемы соединения зарядов.

Схемы короткозамедленного взрывания должны удовлетворять следующим требованиям: обеспечивать надежность передачи детонации по всей сети, высокую интенсивность дробления; формировать развал породы желаемых геометрических параметров; минимальные разрушения в глубь массива и сейсмическое воздействие взрыва на окружающие сооружения и объекты. Для повышения надежности взрыва применяют резервные магистрали, периферийные линии и кольцевые схемы, а также дублирование

боевиков в скважинах. Эти способы увеличивают расход детонирующего шнура на взрыв и иногда мало обоснованы.

В общем случае последовательные схемы соединения скважин менее надежны, чем параллельные, однако в первом случае легче обнаружить отказавшую одну или несколько скважин. На данном этапе наиболее надежными являются закольцованные схемы.

Рассмотрим применяемые на карьерах схемы однорядного и многорядного взрывания. Наиболее простыми являются схемы соединения сети при однорядном взрывании.

При соединении зарядов через один (рис. 11.5, а) * четные скважины в ряду взрываются мгновенно, а нечетные — с замедлением, для чего в разрыв шнура, идущего к скважинам, вставляют пиротехнический замедлитель. Более эффективным с точки зрения дробления горной породы и уменьшения ширины развала является взрывание с последовательным замедлением взрыва каждой скважины (рис. 11.5, б). Интервал замедления между взрывами зависит от физико-технических свойств горных пород и устанавливается экспериментальным путем в пределах 20 — 50 мс. С увеличением крепости пород интервал замедления уменьшают. Расстояние между скважинами для исключения подбоя одного заряда другим рекомендуется принимать не менее 28— 30 их диаметров.

При больших объемах добычи полезного ископаемого целесообразнее применять многорядное КЗВ, обеспечивающее повышение производительности погрузочно-транспортного оборудования, сокращение расходов на путевые работы, уменьшение числа взрывов в карьере. При этом исключается завал путей взорванной массой, чего при однорядном взрывании избежать труднее.

При многорядном расположении скважин применяются разнообразные схемы, сущность которых заключается в создании взрывом первых зарядов дополнительной открытой поверхности, облегчающей работу зарядов последующих взрывов, или создании взрывом первой серии зарядов по контуру взрываемого участка массива раздробленного экрана (щели), который снижает разрушение горной породы за пределами оконтуренного участка и уменьшает сейсмическое действие взрыва, а также схлопывает (смыкает) трещины в массиве, обеспечивая тем самым лучшее распространение энергии и дробление при взрыве в оконтуренном объеме блока (рис. 10.16).

Взрывание по рядам представляет наиболее простой вариант многорядных схем (рис. 11.6). В одном случае первый ряд взрывают мгновенно, а последующие ряды — с замедлением, в другом случае первым взрывают второй или третий ряд. В первом случае

* Схемы выполнены в виде монтажных эскизов (см. рис. 11.5—11.11) и построены для условий взрывания детонирующим шнуром с помощью замедлителей КЗДШ. На рис. 11.5—11.11 цифрами и пунктиром показана очередность взрывания зарядов, характеризующая принцип работы схемы.

взорванная масса сдвигается в направлении откоса уступа, а во втором — в глубь уступа, чем обеспечивает уменьшение ширины развала.

При трех и более рядах скважин применяют порядную врубовую схему (рис. 11.7, а), когда мгновенно взрывается средний врубовый ряд более глубоких и заряженных большими зарядами скважин, а затем с замедлением последовательно с обеих сторон на вруб — остальные ряды. Эта схема обеспечивает хорошее дроб-

ление и неширокий развал взорванной массы. Однако высота развала бывает большей в месте расположения врубового ряда (рис. 11.7, б), что при смерзании пород в зимнее время повышает опасность погрузочных работ.

Чтобы предотвратить нарушения железнодорожных путей, находящихся вблизи подошвы взрываемых блоков, часто применяют схему (рис. 11.8, а), при которой, используя КЗВ, уменьшают число скважин в группах по одной в первом ряду (считая от путей). Взрывы одиночных скважин не оказывают существенного раз-

рушительного действия на трассу. После взрыва зарядов первого ряда между трассой и последующими рядами скважин создается слой разрушенной породы, предохраняющий пути от разрушительного действия взрывов следующих рядов.

На угольных разрезах широко применяют схему, которая обеспечивает минимальную ширину развала взорванной горной массы в результате направления движения породы вдоль фронта уступа (на рис. 11.8, б показано стрелками).

Лучшее дробление получается при применении схем, обеспечивающих наибольшую разновременность взрывания зарядов, например, волновой схемы (рис. 11.9). Недостатком схем данного типа является сложность монтажа. Поэтому часто применяют упрощенные схемы, несколько худшие по результатам дробления пород, но позволяющие расширить сетку расположения скважин, например порядную схему, иногда называемую «уральской», с взрыванием зарядов в ряде через один (рис. 11.10),или порядную схему (см. рис. 11.5) которая еще проще в исполнении и поэтому чаще применяется, хотя взрывание по этой схеме не улучшает существенно дробление.

При завышенных величинах СПП не следует взрывать по схемам через скважину и с разновременным взрыванием зарядов в первом ряду, так как из-за отсутствия взаимодействия зарядов в ряду преодолеваемое СПП при этих схемах уменьшается на 15— 20 % (до величины СПП, преодолеваемой одиночной скважиной). В таком случае можно применять взрывание группами зарядов, например, парами скважин (рис. 11.11).

Для получения минимальной ширины развала применяют диагональные схемы (рис. 11.12), при которой широкий навал образуется в одном углу блока, а основная масса породы перемещается в сторону заряда, взорванного первым, в результате этого уменьшается ширина развала.

При такой схеме скважины при бурении располагают по квадратной сетке, а взрывают по шахматной схеме с коэффициентом сближения скважин, равным двум. В результате этого за счет уменьшения фактических значений W и увеличения а улучшается дробление породы и в массиве не образуется зон с пониженными напряжениями.

В некоторых случаях для уменьшения сейсмического воздействия взрыва и лучшего дробления рекомендуется соединять скважины по схеме, показанной на рис. 11.12, в, при которой фактический коэффициент сближения взрываемых зарядов увеличивается до трех и более.

При проведении траншей лучшее дробление обеспечивают так называемые врубовые схемы: взрывом одного из рядов образуется вруб, на который и происходит взрывание остальных рядов.

Скважины врубового ряда бурят посближенной сетке

а = (0,6÷0,7) W,

и перебур увеличивают на 1 м. В породах невысокой крепости скважины врубового ряда можно не сближать.

Существует большое число самых разнообразных схем коротко-замедленного взрывания, но все они являются той или иной разновидностью рассмотренных выше основных схем. Изменение схем обычно связано с местными горнотехническими условиями. Так, при крутом падении пластов желательно, чтобы действие большинства зарядов было направлено вкрест простирания. В массиве, имеющем ориентированную систему трещиноватости, направление движения пород при взрыве должно совпадать с направлением этих трещин. Во всех случаях должно быть соблюдено основное условие направленного взрывания: последующие заряды должны быть взорваны после того, как горная масса, отбитая предыдущими зарядами, уже пришла в движение и образовалась дополнительная открытая поверхность.

Многорядное короткозамедленное взрывание широко применяется на крупных карьерах, разрабатывающих скальные крепкие и средней крепости породы.

В связи с углублением карьеров, уменьшением ширины рабочих площадок число крупных массовых взрывов уменьшается, от многорядного взрывания производственники вынуждены снова переходить к двух- или однорядному взрыванию. В перспективе для глубоких карьеров объем пород, взрываемых относительно небольшими взрывами, будет увеличиваться.

З. МЕТОД КОТЛОВЫХ ЗАРЯДОВ

При методе котловых зарядов на забое шпура или скважины взрывают небольшие (0,3—15 кг) заряды ВВ, в результате чего их нижняя часть разрушается и образуется эллипсовидная камера (рис. 11.13). В эту камеру после ее охлаждения в течение t ≥ 15 мин помещают значительно больший заряд ВВ.

Полученное на дне шпура или скважины расширение называют котлом, а помещенный в нее заряд ВВ — котловым зарядом. Объем котла должен соответствовать массе намечаемого расчетом для размещения в нем заряда. Метод котловых зарядов применяется в тех случаях, когда требуемая величина заряда не может разместиться в шпуре или скважине, а также в тех случаях, когда СПП настолько велико, что заряд ВВ, помещенный в нижней части скважины, не в состоянии его преодолеть.

Метод котловых зарядов применяется при одиночном и серийном взрывании, преимущественно при разработке трещиноватых достаточно устойчивых пород, допускающих возможность взрывного образования котловых расширений (простреливания).

Величина заряда для простреливания определяется, исходя из величины основного заряда и коэффициента простреливаемости данных пород. Коэффициент, простреливаемости определяется отношением объема полученной котловой полости (дм³) к величине заряда (кг). При плотности заряда 1 г/см³ коэффициент показывает, какой заряд можно разместить в котле при взрыве 1 кг ВВ. Сначала рассчитывают основной заряд, а затем по коэффициенту простреливаемости пород — прострелочный заряд, величину которого обычно принимают 0,3—0,7 кг в шпурах и 10—15 кг в скважинах. Если расчетный прострелочный заряд превышает указанную величину, применяют двойную про-

стрелку. Прострелочные заряды взрывают с применением патронов-боевиков, которые опускают в шпуры или скважины на шпагате, а в горизонтальные шпуры досылают забойником. При простреливании длина забойки составляет 0,8 — 1,25 длины заряда, иногда забойка не применяется.

При глубине скважины (шпура) 4 м и более патроны-боевики вводят с двумя зажигательными трубками. Если глубина больше 9,5 м, то простреливание разрешается проводить только электрическим способом или с помощью детонирующего шнура. Для увеличения объема котлов в шпурах их целесообразно после простреливания очистить продувкой сжатым воздухом. Размеры образованных котлов ориентировочно оценивают с помощью металлического стержня, опускаемого в скважину или шпур на шпагате. Размер котла определяют по степени отклонения стержня от вертикали, что фиксируется величиной опускания шнура после касания стержнем дна котловой полости. Существуют также специальные приборы для определения размеров котла. Однако на практике из-за их сложности и неудобства использования они не применяются. Скважины или шпуры нужно бурить на такую глубину, чтобы после их простреливания центр заряда котла находился на уровне подошвы уступа.

Величину прострелочного заряда (кг) определяют по формуле

где Q — расчетная величина основного заряда, кг; П_пр — показатель простреливаемое™ породы, показывающий, какой объем котла можно получить в породе от взрыва 1 кг ВВ; Д — плотность заряда в котле, кг/м³; п — показатель степени, равный порядковому номеру простреливания (для последнего простреливания п = 1).

Показатель простреливаемое™ изменяется в широких пределах от 2— 4 дм³/кг для наиболее крепких пород до 50 дм³/кг для известняков, мелов и 500— 1000 дм³/кг для пластичных глин.

Метод котловых зарядов с взрывным способом образования котлов имеет ряд существенных недостатков: невозможно точно прогнозировать размер (объем) котла, образованного взрывом, из-за разнообразия свойств пород. При недостаточном размере котла расчетный заряд не поместится в скважину, из-за чего ухудшится качество взрыва. При излишне большом объеме котла при забойке скважины в заряд попадает порода, которая ухудшит детонационные характеристики ВВ.

Часто при простреливании верхняя часть образованного котла обваливается, котловая полость вследствие этого поднимается, и после взрыва такого «завышенного» котлового заряда на этом месте образуются завышения подошвы уступа. Поэтому котловые заряды такого типа применяются очень редко.

МЕТОД КАМЕРНЫХ ЗАРЯДОВ

При этом методе взрывание производится сосредоточенными зарядами большой величины (от нескольких до сотен и тысяч тонн), которые помещаются в специальные выработки (камеры), объем их соответствует объему установленных расчетом зарядов ВВ (рис. 11.14). Для этого в массиве проходят вертикальные шурфы или горизонтальные штольни и в их конце или в ответвлениях сооружают камеры.

Подготовительные выработки проходят обычно Т- или Г-образной формы, чтобы затруднить выброс из камеры газов при взрыве и максимально использовать энергию ВВ для разрушения и перемещения массива. Площадь сечения подводящих выработок принимается минимальной, но не менее 1,2 м² для штолен и 1 м²для шурфов.

Опыт треста Союзвзрывпром показал, что эффект взрыва почти не ухудшается, если размещать заряды в Т-образной выработке, не проходя для этого специальных камер. Это намного ускоряет подготовку и снижает трудоемкость и себестоимость взрывных работ.

При наличии притока воды вдоль стенок выработок устраиваются водоотливные канавки, а шурфы заканчиваются водосборниками (зумпфами). При этом штольни проходят с подъемом 1—2° для лучшего оттока воды.

Целесообразность подготовки взрыва с помощью штолен или шурфов определяется рельефом места взрыва и технико-экономическим расчетом. Метод камерных зарядов применяется для обрушения и перемещения больших объемов скальных и мягких горных пород взрывами на сброс и выброс, для образования различных выемок глубиной до 20 м и более, при строительстве дорог в гористой местности,

На карьерах камерные заряды применяются редко при высоте уступа не менее 15 м, при невозможности бурения взрывных скважин из-за неровной поверхности верхней площадки уступа.

Для камерных зарядов расчетная ЛНС принимается равной (0,75÷0,95) H, расстояние между зарядами (0,8÷1,4) W.

Величину камерного заряда (кг), предназначенного для рыхления массива, обычно определяют по формуле для сосредоточенных зарядов:

Q = q_рW³k_B,

где q_Р — расчетный удельный расход ВВ, кг/м³; W — расчетная ЛНС, м; k_B — коэффициент взаимодействия соседних сосредоточенных зарядов, вводится в расчет при коэффициенте сближения меньше 1,25 и вычисляется по формуле

т_ф — фактический коэффициент сближения зарядов; т_р — расчетный коэффициент сближения зарядов.

Величина зарядов второго ряда при одновременном взрывании с зарядами первого ряда увеличивается на 15—20 % по сравнению с расчетными. Пол камеры располагают на уровне нижней отметки взрываемой выемки.

Ширина развала горной массы после взрыва составляет (1,6÷2) Н, а высота (0,7÷0,8) Н.

К достоинствам взрывов камерных зарядов относится возможность отбойки больших объемов породы при сложном рельефе местности. Недостатки взрывания камерными зарядами; худшее дробление массива и большая трудоемкость подготовительных работ. Метод камерных зарядов на карьерах почти не применяется, но широко используется в гидротехническом, дорожном и мелиоративном строительстве.

Взрывы камерными зарядами на выброс и сброс рассчитываются по формуле М. М. Борескова

Q = (0,4 + 0,6n³) q_нW³,

где п = 1,8÷2 — показатель действия взрыва; q_н — нормальный расчетный расход ВВ, кг/м³.

При W > 25 в формулу М. М. Борескова вводится поправочный коэффициент √W/25, предложенный Г. И. Покровским и трестом Союзвзрывпром, и в этом случае расчетная формула принимает вид

или с учетом коэффициента глубины k_тл = 1 + 0,02 W

Q = (0,4 + 0,6n³) q_нW³ (1 + 0,02W).

В приложении 2 дан расчет с применением программируемых микрокалькуляторов.

Размер выемки в свету поверху В_в и понизу В_н при взрывах на выброс определяется по формулам

В_в = 2nW + b (т— 1);

В_н = b (т — 1),

где b — расстояние между рядами зарядов; т — число рядов зарядов.

Расстояние между зарядами в ряду а — 0,5W (п + 1).

Расчетный расход ВВ принимается по табл. 1.4 или 1.5.

Обычно взрывы на выброс и сброс выполняют по проекту, составленному специализированной организацией, а потому более подробно в учебнике не рассматриваются.

Взрыв на выброс обычно выполняется с двусторонним (рис.11.15,а)или преимущественно односторонним (рис. 11.15, б)размещением выброшенной породы.

Направленность выброса достигается применением двух или более рядов зарядов, взрываемых разновременно. Для этого сначала взрывают заряды I (один или несколько), действие которых направлено вверх (см. рис. 10.15, б). В процессе взрыва открывается боковая дополнительная поверхность для зарядов II. Через 1—2 с взрывают заряды II, которые выбрасывают породу в сторону образованной дополнительной поверхности и отталкивают в том же направлении поднявшуюся вверх породу от взрыва зарядов I.

Взрыв на сброс применяют для создания террассы строящейся дороги на косогоре трассы (рис. 11.16, а) или для вскрытия полезного ископаемого (рис. 11.16, б). Заряды сброса располагают в один или несколько рядов параллельно фронту работ. При этом заряды располагают несколько выше полезного

ископаемого (до 2 м), чтобы избежать потери от его разрушения, выброса и смешивания с пустой породой. При взрывании на сброс заряды целесообразно располагать на расстоянии (1,1-^-1,2) W от открытой поверхности массива,