Отдельной скважине и блоке

В основе расчета параметров зарядов могут быть положены два основных принципа: учет вместимости ВВ в 1 м. скважины или объем породы, взрываемой одним зарядом.

Первый принцип использован в методике «Союзвзрывпрома», нашедшей отражение в «Положении о проектировании буровзрывных работ».

Расчет параметров зарядов ведут отдельно для вертикальных и наклонных скважин.

Вначале выбирают ВВ, на основе энергетического метода или метода аналогий [35].

Поскольку к моменту подготовки данного учебного пособия отсутствуют научно обоснованные рекомендации по выбору конкретного ВВ, для учебных расчетов можно воспользоваться рекомендациями авторов (таблица 3.16).

При расчетах параметров скважинных зарядов ключевым является диаметр скважин. При выбранном типе бурового станка его можно найти по формуле (3.2), а в противном случае использовать зависимость «Союзвзрывпрома»:

, (3.8)

где d_с – диаметр скважины, мм; h – высота уступа, м.; q_э – удельный расход эталонного ВВ (таблица 3.17), кг/м³; Δ – плотность заряжания выбранного ВВ, т/м³.

По рекомендациям «Союзвзрывпрома», проектный (расчетный) удельный расход ВВ (кг/м³) вычисляют по формуле:

q_п = q_э ·К_вв, (3.9)

Расчет проектного удельного расхода ВВ можно также выполнить, используя рекомендации акад. В.В.Ржевского [29] или рекомендации, изложенные в нормах технологического проектирования «Гипроруды».

Линию сопротивления по подошве (ЛСПП) (м), определяют по формулам:

, или , (3.10)

где P – вместимость ВВ в 1 м. скважины, кг.

Величину Р можно найти по формуле:

Р = 7,85·d_с²·Δ·К₃, (3.11)

здесь d_с – диаметр скважины, дм.; К_з – коэффициент заполнения скважины (для гранулированных и льющихся ВВ К_з =1).

Минимальная линия сопротивления по подошве по условиям безопасного обуривания первого ряда скважин, м:

W_б = h·ctg α + b_п, (3.12)

где α – угол откоса уступа, град. [25], b_п – ширина возможной призмы обрушения (таблица 3.18), м.

Должно выполняться условие:

W ≥ W_б, (3.13)

В противном случае для дальнейших расчетов используют величину W_б.

Таблица 3.16. Рекомендуемая область применения взрывчатых веществ на карьерах

Продолжение табл. 3.16

Расстояние между скважинами в ряду составляет, м:

a = m·W, (3.14)

где m = 0,8–1,4 – коэффициент сближения скважин, при чем меньшее значение соответствует трудновзрываемым породам.

Таблица 3.17. Удельный эталонный расход эталонного ВВ (по данным «Союзвзрывпрома»)

Расстояние между рядами скважин (м) при квадратной сетке скважин b = а, при шахматной сетке и мгновенном взрывании b = 0,85а.

Таблица 3.18. Ширина призмы обрушения (по Гипроруде), м.

При МКЗВ

b = (0,7÷1,0)·h, (3.15)

или

b = (0,9÷1,0)·W. (3.16)

Расчетную массу заряда находят по формуле, кг:

Q_вв = q_п ·а·b·h, или Q_вв = l_вв ·Р, (3.17)

При использовании формулы (3.17) отпадает необходимость в проверке массы заряда на вместимость.

Длину сплошного заряда рассчитывают по формуле, м:

l_вв = L_с – l_з, (3.18)

где l_з – длина забойки, м.

Длину забойки (м) определяют из выражения:

l_з = (0,6÷0,8)·W, (3.19)

Длина забойки должна быть не менее 1/3 глубины скважины. В решении вопроса о конструкции заряда можно руководствоваться следующим. При длине заряда (1÷1,2)·W необходимо применять сплошные заряды, а при большей длине – рассредоточенные. При рассредоточенных зарядах (рис.3.7, б, в), длина заряжаемой скважины составит, м:

l_вв = L_с – l_з – ∑l_пр, (3.20)

здесь ∑l_пр = (0.17÷0,35)·L_с – суммарная длина промежутков (воздушных или заполненных инертной забойкой), м, причем меньшее значение относится к более крепким породам.

Как правило, масса нижнего заряда должна составлять 60–70 % от общей массы заряда, а длина – не менее 1,2·W. Масса верхнего заряда не превышает 30–40 % от Q_вв.

При использовании рассредоточенных зарядов длина забойки может быть уменьшена.

Если по горнотехническим условиям невозможно выдержать расчетную величину ЛСПП, преодолеваемую одиночным зарядом, следует увеличить диаметр скважины.

В случае невозможности увеличения диаметра скважины производят взрывание парно-сближенных скважинных зарядов. Они позволяют увеличить ЛСПП на 30–40 % по сравнению с сопротивлением, преодолеваемым одиночным зарядом.

Величину ЛСПП парносближенных зарядов W_п (м) определяют по формуле:

, (3.21)

или

. (3.22)

Расстояние между скважинами в паре принимают в пределах 4–6 диаметров скважин.

Расчет параметров наклонных зарядов производится в той же последовательности, что и для вертикальных. При этом величину ЛСПП (м) для наклонных скважин рассчитывают по формулам:

, (3.23)

или

, (3.24)

где W_н – ЛСПП, измеряемая расстоянием по горизонтали от нижней бровки уступа до оси скважины, м; β – угол наклона скважины к горизонту, град.

Параметры зарядов устанавливают по формулам (3.14)–(3.20).

Для расчета параметров зарядов на рудных карьерах можно воспользоваться методикой «Гипроруды», учитывающей требования к размеру кондиционного куска, категорию пород по трещиноватости, конкретный диаметр бурения.

На угольных разрезах получили распространение методы расчета параметров буровзрывных работ, основанные на исследованиях НИИОГР и КузГТУ [35, 36], учитывающих трещиноватость и апизотропию массива.

Второй принцип расчета параметров зарядов, базирующийся на определении объема породы, взрываемого одной скважиной, широко использован в работах акад. В.В. Ржевского [29], проф. Б.Н. Кутузова и других представителей научной школы МГГУ.

К недостаткам в использовании этого принципа можно отнести необходимость двойной проверки выполняемых вычислений и соответствующей корректировки исходных данных (диаметра заряда, угла наклона скважин к горизонту, типа ВВ и пр.). Поэтому на рудных карьерах получила распространение методика, основанная, как и методика «Союзвзрывпрома», на расчете параметров зарядов исходя из вместимости 1 м скважины.

Объем взрывного блока v_б (м³) устанавливают с таким расчетом, чтобы обеспечить выемочно-погрузочную машину взорванной массой на определенный срок:

v_б = Q_{см. п}·n_см ·n_q, (3.25)

где Q_см.п – сменная эксплуатационная производительность выемочно-погрузочной машины, м³; n_см – число рабочих смен выемочно-погрузочной машины за сутки, ед.; n_q – норматив обеспеченности выемочно-погрузочной машины взорванной горной массой, сут.

В учебных расчетах величину n_q для карьеров, расположенных в южных районах, принимают равной 30 сут., в средней климатической зоне – 10–15 сут., в северной – 7–10 сут.

Исходя из параметров сетки скважин, объем блока составит, м³:

v_б = [W+b·(n_p–1)]·h·L_б.в, (3.26)

здесь n_p – количество одновременно взрываемых рядов скважин, ед.; L_б.в – длина взрывного блока, м.

Решив совместно уравнения (3.25) и (3.26), можно найти необходимую длину взрывного блока, а затем число скважин, взрываемых в одном ряду:

, (3.27)

Полученное по формуле (3.27) значение n_скв округляют до ближайшего целого числа и корректируют длину и объем взрываемого блока. Общий расход ВВ на блок вычисляют по формуле:

Q_в.б = q_п ·v_бл, (3.28)

где v_бл – скорректированный объем блока с учетом округления до целого числа величины n_скв.

Важным показателем буровзрывных работ является выход горной массы (м³) с одного метра скважины. На действующих карьерах его величину находят, разделив v_бл на суммарную величину пробуренных скважин в блоке.

Для учебных расчетов можно использовать зависимость:

, (3.29)

здесь φ – выход горной массы с одного метра скважины, м³.