3 страница. Более прогрессивным является регулирование режима бу­рения по допустимому уровню вибрации станка

Более прогрессивным является регулирование режима бу­рения по допустимому уровню вибрации станка. Усилие по­дачи на долото задается максимальным, а частота вращения регулируется по уровню вибрации, при превышении установ­ленного предела которого датчик вибрации дает команду о снижении частоты вращения става. При таком способе авто­матического регулирования технические возможности буровых станков используются максимально.

Последующая стадия автоматизации процесса бурения свя­зана с переходом к программному управлению буровым стан­ком в соответствии с предусмотренной последовательностью работ исполнительных механизмов станка как в процессе бу­рения, так и при выполнении вспомогательных операций.

ОРГАНИЗАЦИЯ БУРОВЫХ РАБОТ

Организация работы буровых станков должна обеспечить максимальную их эффективность и взаимосвязь бурения с другими процессами на карьере.

Подготовка рабочих мест буровых станков осуществляется по буровым блокам соответственно блоковому взрыванию горных пород. После обуривания (желательно непрерывного) од­ного блока станки перемещают на новый блок соответственно плану горных работ. Подготовительные работы выполняются дорожной бригадой, бульдозеристами, службой высоковольт­ных сетей, маркшейдерской службой, персоналом самого буро­вого цеха, ряда других цехов и участков. Для максимального совмещения работ во времени составляют график их проведе­ния , увязанный с планом работы соответствующих служб. Цель составления графика состоит в том, чтобы, зная состав и длительность всех работ, а также намеченный срок их окончания, определить последовательность их выполнения и необходимые моменты начала каждой работы.

После установления моментов начала всех подготовитель­ных работ определяют возможность перераспределения ресур­сов для сокращения общего времени подготовки. Окончательно установленные сроки выполнения работ передаются соответст­вующим службам, включающим их в свои планы. Контроль за выполнением графиков осуществляют начальник бурового участка и производственный отдел карьера. При ограниченном фронте работ допускается начало обуривания блока при его неполной подготовке. Порядок обуривания блока характеризуется последователь­ностью бурения отдельных скважин, т. е. схемой перемещения станков. При бурении скважин первого ряда станок должен располагаться перпендикулярно к бровке уступа, так, чтобы горизонтирующие домкраты и гусеницы находились вне призмы возможного обрушения откоса уступа.

Порядная схема перемещения станков (рис. а) применяется чаще всего при отставании буровых работ и взрывании одного ряда скважин. При расстоянии между сква­жинами в ряду а общее расстояние передвижки станка между скважинами L= (1,85 а), а удельное время передвижки на одну скважину составляет 10—12 мин при а = 7-10 м.

Поперечно-диагональная схема перемещения станков (рис.б) целесообразна при числе рядов скважин не более трех и их шахматном расположении. При бурении каждых трех скважин станок проходит расстояние L = (5 а), и выполняет два разворота примерно на 45°. Удельное время передвижки станка - 5 мин.

Поперечно-возвратная схема (рис. в) при­меняется при квадратной сетке скважин. Здесь на каждую скважину расстояние переезда составляет 1,5 а и приходится примерно 0,7 разворота на угол 25—30°. Поперечные схемы передвижки обеспечивают значительную экономию машинного времени буровых станков, а также луч­шие условия их эксплуатации и более планомерную подготовку блока к взрыву. При использовании на одном обуриваемом блоке двух-трех станков целесообразно их рассредоточить, вы­деляя для каждого станка отдельный фронт работ. Станки обычно подключаются к общему трансформаторному киоску и обслуживаются общим вспомогательным оборудованием; при этом расстояние между ними не превышает 20—30 м, что обеспечивает фронт работы каждого станка на 2—3 смены. При большей автономности станков (отсутствии общих емко­стей для воды, трубопроводов и т. д.) это расстояние следует увеличивать до 50—100 м, т. е. практически вести бурение на разных крыльях блока.

Номера и проектная глубина скважин, а также общий объем работ указываются при выдаче буровым бригадам смен­ного наряда. В конце смены горный мастер фиксирует показатели выполненного объема бурения ; эти данные фиксируются также в диспетчерских сменных рапортах. Наибольшее распространение на откры­тых горных работах получил шарошеч­ный способ бурения. Таким способом вы­полняется до 85 % всех объемов буре­ния, шнековым — около 13 % и удар­ным — до 1 % . Остальной 1 % приходят­ся на термический и ударно-канатный.

На угольных разрезах стран СНГ при дроблении крепких пород применяют преимущественно скважины диаметром 214 мм, в рудной промышленности — 243 мм. Ведутся работы по созданию и со­вершенствованию буровых станков на ди­аметр скважины 270—320 мм и более. В мировой практике бурения взрывных скважин наиболее популярны и эффектив­ны скважины диаметром 200—311 мм.

На открытых разработках широко применяют направленное (наклонное) бурение скважин параллельно откосу ус­тупа, сокращающее удельные расходы на бурение и ВВ и улучшающее равномер­ность дробления горной массы.

В связи с ростом производственной мощности карьеров и ведением вскрыш­ных работ мощной высокопроизводитель­ной горнотранспортной техникой с высо­кими линейными параметрами и развити­ем бестранспортной системы разработки с применением драглайнов значительное распространение получают уступы высотой 25—50 м, для чего требуется бурение на­клонных скважин глубиной до 50—60 м.

Стандарт устанавливает три подгруп­пы станков для открытых горных работ:

1. СБШ— станки вращательного буре­ния шарошечными долотами с очисткой скважины воздухом (шарошечного буре­ния) — пяти типоразмеров с условными диаметрами буримой скважины от 160 до 400 мм при крепости пород f = 6÷18;

2. СБУ— станки ударно-вращательного бурения погружными пневмоударниками с очисткой скважины воздухом (пневмо-ударного бурения) — трех типоразмеров с условными диаметрами скважины — 100, 125 и 160 мм при f = 10÷20;

3. СБР— станки вращательного буре­ния резцовыми коронками с очисткой скважины шнеком (шнекового буре­ния) — двух типоразмеров с условными диаметрами буримой скважины 160 и 200 мм при f = 4÷6.

Типоразмеры станков, определяемые главным параметром, — условным диа­метром пробуриваемой скважины, бази­руются на десятом ряде предпочтитель­ных чисел и предусматриваются для буре­ния скважин диаметрами 100, 125, 160, 200, 250, 320 и 400 мм.

Техническая характеристика шарошечных буровых станков

ВЗРЫВАНИЕ СКВАЖИННЫХ ЗАРЯДОВ

Возможность контроля практически каждого параметра скважинных зарядов позволяет управлять взрывом с учетом по­лучения необходимого состава горной массы по крупности, тре­буемых параметров развала и степени разрыхления.

Сущность метода скважинных зарядов заключается в раз­мещении взрывчатого вещества в наклонных или вертикальных скважинах с забойкой верхней части инертными материалами из песка, буровой мелочи или забоечного материала специаль­ного состава. Скважины располагаются в один или несколько рядов параллельно верхней бровке уступа и размещаются друг от друга на расчетном расстоянии по прямоугольной сетке или в шахматном порядке. Расстояние от первого ряда скважин до верхней бровки уступа с должно обеспечивать безопасность размещения станка на уступе и рабочих по заряжанию скважин. Расстояние между сква­жинами выбирается таким образом, чтобы разрушения в массиве от каждой скважины перекрывали друг друга, не образуя «порогов» в основании уступа .

Патрон-боевик в каждой сква­жине располагается, как правило, на уровне подошвы уступа (рис.). Это обеспечивает совпадение на­правления детонации заряда взрыв­чатого вещества и направления раз­рушения массива, а также лучшую проработку подошвы. Заряд в скважине может быть сплошным (рис.) и рассредото­ченным по высоте воздушным про­межутком или инертным материа­лом. Рассредоточение заряда позво­ляет увеличить эффективность ис­пользования взрывчатого вещества для дробления за счет более равно­мерного распределения взрывчато­го вещества в массиве и интерфе­ренции взрывных волн от отдель­ных частей заряда.

Взрывной блок при однорядном расположении скважин взрывается мгновенно или с интервалом через скважину, при многорядном — с интервалом между сериями, кото­рые конструируются в зависимости от выбираемого способа формиро­вания развала (рис.). Объем од­новременно взрываемого блока при­нимается в зависимости от режима взрывных работ на карьере (один раз в смену, сутки, неделю и месяц) и производительности экс­каватора в забое. Основными параметрами взрывных работ при скважинном методе разрушения массива являются: диаметр заряда d; линия сопротивления по подошве W, которая представляет собой расстояние от нижней бровки уступа до оси заряда; расстояние между зарядами в ряду a ; расстояние между рядами b ; расстояние между верхней бровкой уступа и первым рядом скважин c; глубина скважины l; глубина перебура l_п ; длина забойки l_з ; величина заряда P ; ширина b_р и высота развала h_р .

Для определения остальных параметров взрывных работ методом скважинных зарядов необходи­мо рассмотреть влияние каждого из них на результаты взрыва. Использование различных конструкций зарядов, способов взрывания в уступе позволяет управлять взрывным разрушением массива. Несмотря на точность расчетов паспорта буровзрывных работ, вследствие недостаточной изученности свойств массива в кон­кретных условиях трудно получить ожидаемый результат. Од­нако, зная влияние каждого параметра зарядов, порядка и спо­соба взрывания на результаты взрыва, можно после нескольких экспериментальных взрывов получить требуемый развал и со­став горной массы по крупности для каждой зоны в карьере. Изменение параметров взрывного дробления массива гор­ных пород с целью достижения необходимых степени дробле­ния горной массы, коэффициента разрыхления и параметров развала называется управлением взрывным разрушением мас­сива.

Все параметры буровзрывных работ делятся на два класса. К первому классу относятся: удельный расход взрывчатого ве­щества q , диаметр заряда d, линия сопротивления по подош­ве W, сетка скважин a x b.

Ко второму классу относятся: вид взрывчатого вещества, конструкция заряда, последовательность взрывания и исполь­зования замедления, число рядов скважин и материал забойки. Изменение параметров первого класса позволяет регулиро­вать степень дробления в широком диапазоне. Параметры второго класса на степень дробления оказыва­ют меньшее влияние. В основном они используются для получе­ния необходимых по технологическим условиям размеров развала горной массы.

В первой группе наибольшее влияние на степень дробления пород оказывает удельный расход взрывчатого вещества.

Энергетической теорией разрушения установлено, что для увеличения степени дробления горных пород требуется увеличение затрат энергии, т. е. увеличение удельного расхода взрывчатого вещества. Однако в конкретных условиях существует предел, после которого без специальных технологи­ческих приемов увеличение удельного расхода не влияет на степень дробления. В реальном массиве регулируемое дробление горных пород происходит только в зоне, непосредственно окружающей заряд, а в остальных зонах разрушение массива определяется естест­венной трещиноватостью. Эмпирическая зависимость между удель­ным расходом и степенью дробления

.

В практике расчетов нормальный удельный расход взрывча­того вещества для рыхления массива принимается по таблицам в зависимости от вида, коэффициента крепости и плотности пород. Обычно эти значения без учета трещиноватости массива принимаются для эталонного взрывчатого вещества — аммонита № 6ЖВ . В случае, если применяются дру­гие типы ВВ, значение удельного расхода умножают на пере­водной коэффициент. Экспериментальными исследованиями и практикой доказано, что увеличение полезного использования энергии взрыва про­порционально времени действия заряда в среде и уменьшению зоны нерегулируемого дробления. С этой целью применяют взрывание зарядов в зажатой среде путем использования «под­порной стенки», мгновенного взрывания многорядного блока без замедления и специальных запирающих зарядов в забойке скважины.

Технология взрывания массива при наличии подпорной стен­ки заключается в оставлении части взорванной горной массы от предыдущего взрыва у откоса взрываемого блока, объем которой создает дополнительную нагрузку на массив и выпол­няет роль своеобразной забойки для трещин, образующихся в массиве от предыдущего взрыва на глубину около 100 d_скв (рис.а). Взрывание массива при наличии подпорной стенки уменьшает ширину развала горной массы и может использоваться как средство для формирования развала на рабочей площадке. Эффект от использования оставляемой в массиве уступа части развала привел к идее применения взрывания под оставленным слоем горной массы от вышележащего уступа (рис. б). Эффект от применения многорядного мгновенного взрывания заключается в том, что заряду второго и следующих рядов на­ходятся в зоне массива, не нарушенного трещинами от преды­дущих взрывов, вследствие чего уменьшаются потери энергии взрывчатого вещества. Вместе с этим действие взрыва заряда каждого ряда для соседнего является своеобразным средством зажима из-за противоположной направленности взрывной вол­ны. Все это способствует увеличению действия взрыва на мас­сив и образованию интерференции взрывных волн (рис. в).

Расстояние между рядами при многорядном расположении зарядов в шахматном порядке b = 0,85a и при квадратной сетке b = a.

Сущность применения запирающих зарядов самозаклини­вающейся забойки заключается в помещении специального заряда взрывчатого вещества среди инертной забойки в сква­жине (рис. г). При инициировании этого заряда одновремен­но с основным зарядом в скважине вследствие разнонаправленности взрывов создается дополнительное сопротивление основ­ному заряду. Этим увеличивается действие взрыва основного заряда, повышается использование энергии взрыва в массиве, направленной на дробление породы. Масса запирающего заря­да в забойке принимается приблизительно равной 1 % от массы основного заряда.

Все три описанных способа увеличения действия взрыва в массиве могут применяться одновременно для получения ин­тенсивного дробления. Однако, рассматривая влияние удельного расхода взрывча­того вещества на степень дробления горных пород, необходимо учитывать и экономический аспект. Увеличение удельного рас­хода взрывчатого вещества при росте объема буровых работ влечет за собой повышение затрат на подготовку горных пород к выемке. При минимальном по усло­вию детонации взрывчатого вещества диаметре заряда вслед­ствие увеличения суммарного объема зон регулируемого дроб­ления массива обеспечивается максимальная степень дробления. При увеличении диаметра скважины заряд, по существу, пре­вращается в сосредоточенный с минимальной в процентном отношении зоной регулирования действия взрыва, а следова­тельно, и минимальной степенью дробления. Между ними на­ходится промежуточное значение.

Более равномерное распределение в массиве взрывчатого вещества способствует увеличению степени дробления при по­стоянном удельном расходе ВВ.

Однако в литературе можно встретить утверждения, что степень дробления пород взрывом не зависит от диаметра за­ряда. Это утверждение базируется только на пропорционально­сти энергии взрыва разрушаемому объему без учета физических действий взрыва в массиве горных пород.

С точки зрения затрат на бурение скважин и расходы буре­ния в метрах на единицу объема взрываемого массива приме­нение скважин больших диаметров имеет существенные преиму­щества. Окончательный выбор диаметра скважины подтверждается экономическими расчетами с учетом преимуществ от повы­шения степени дробления при уменьшении диаметра скважины и затрат на бурение, выемку, транспортирование и переработку полезных ископаемых.

Минимальное значение линии сопротивления по подошве определяется из геометрических па­раметров уступа

.

В зависимости от линии сопротивления по подошве рассчи­тывается расстояние между скважинами и рядами и масса за­рядов.

Рассмотрение влияния W на результат дробления массива целесообразно начать с линии наименьшего сопротивления, т. е. наименьшего расстояния между центрами ряда скважин и одной из свободных поверхностей. Физический смысл этой ве­личины заключается в том, что по направлению линии наимень­шего сопротивления радиальные трещины, образующиеся в резу­льтате взрыва заряда, достигают в первую очередь откоса уступа. Следовательно, этот параметр определяет зону действия заряда. Для скважинных вертикальных зарядов на уступе с наклон­ным откосом линия наименьшего сопротивления находится бли­же к верхней части заряда. Она меньше линии сопротивления по подошве. Для разрушения уступа на полную высоту увеличивают расход взрывчатого вещества, принимая в расчетных выражениях линию сопротивления по подошве .

Следовательно, энергия заряда, рассчитанная по линии наи­меньшего сопротивления, недостаточна для разрушения масси­ва, и энергия, рассчитанная по линии сопротивления по подош­ве, не полностью расходуется на дробление.

Уменьшение потерь энергии или полное исключение их возможно: 1) при использовании двухкомпонентного заряда в скважине; 2) при применении комбинированного заряда из котлового в нижней части и колонкового в верхней части скважины; 3) при применении наклонных скважин; 4) путем создания вертикального откоса. Первый способ применяется на карьерах в нашей стране и за рубежом и достаточно полно освещен в специальной лите­ратуре. Он основан на различии в скорости детонации взрыв­чатых веществ. В нижней части заряда помещается взрывчатое вещество с более высокой скоростью детонации типа аммонитов (рис.б), а в верхней части—взрывчатое вещество с мень­шей скоростью детонации типа гранулитов. Это позволяет при одновременном инициировании верхней и нижней частей заряда иметь почти одинаковую продолжительность распространения взрывной волны до обнаженной поверхности, несмотря на раз­ное расстояние до нее верхней и нижней частей заряда—-соот­ветственно меньшее и большее.

Второй способ находит распространение в связи с применением на карьерах буровых станков огневого бурения, с помощью которых можно бурить скважины с раз­личными диаметрами по глубине. Заряд для нижней части ус­тупа рассчитывают как котловой по линии наименьшего сопро­тивления, для верхней—как колонковый дополнительный (рис.а).

Применение наклонных скважин позволяет уменьшать ли­нию сопротивления по подошве до линии наименьшего сопро­тивления, если их бурят параллельно откосу уступа (рис. а).

В реальных условиях карьера применение наклонных сква­жин затруднено, из-за сложности контроля их параллельности в ряду и непараллельности по отношению к откосу уступа. Вследствие сложной конфигурации линии верхней бровки ус­тупа ориентация по контуру бровки в районе бурения одной или нескольких скважин может привести к существенным от­клонениям от расчетного расстояния между скважинами в ниж­ней части, что вызывает ухудшение дробления горной массы и «проработки подошвы».

Ориентацию направления наклонных скважин необходимо проводить по направляющему тросу, который протягивают вдоль ряда буровых скважин, или, более точно, с помощью маркшейдерских инструментов.

Вертикальный откос может быть создан способом предвари­тельного щелеобразования (рис. б).

Он заключается в том, что во взрывном блоке параллельно последнему ряду скважин бурят контурные скважины малого диаметра на расстоянии 0,5—0,9 м друг от друга. Эти скважины заряжают гирляндами из патронов аммонита № 6ЖВ, привязанных к детонирующему шнуру. Пространство между зарядами и стенками скважин за­полняют забойкой на полную глубину. Длину забойки между верхним патроном и устьем скважины принимают равной 2—-4 м. Для уменьшения трещинообразования в глубине массива заряд прижимают к стенке скважины, обращенной в сторону взрываемого блока. Заряд для щелеобразования можно взрывать заблаговременно, до бурения основ­ных скважин для дробления массива, или вместе с основным зарядом, который инициируется с замедлением: в слабых по­родах—со скоростью не менее 100 м/с, а в крепких—со скоростью 75 м/с.

Физическая сущность этого способа заключается в том, что в результате предварительного взрывания зарядов в контурных скважинах образуется микрощель, оконтуривающая взрывае­мый блок. Взрывные волны от основных зарядов дробления массива экранизируются плоскостью этой щели и не позволяют трещинам проникать в глубь массива. Разрушения массива от контурных зарядов практически не происходит вследствие ма­лой массы заряда и демпфирования забойкой по всей глубине скважины.

После выемки взорванной горной массы откос уступа ос­тается практически вертикальным. Вертикальный откос при исключении проникновения трещин в глубь массива позволяет с наибольшей эффективностью использовать энергию взрыва взрывчатого вещества на дробление массива и обеспечивать надежность получения необходимого состава горной массы по крупности взрывом скважинных заря­дов.

Большим недостатком этого способа является увеличение объема буровых работ, однако общие затраты компенсируются за счет уменьшения расхода взрывчатого вещества на дробле­ние массива. Технологически этот способ хорошо отработан. Он применя­ется для заоткоски бортов карьера, широко используется при строительстве котлованов, в транспортном и гидротехническом строительстве.

С линией сопротивления по по­дошве связан параметр буровых работ—-глубина перебура скважины. Перебур осуществляют с целью проработки подошвы. Она основана на действии заряда в массиве, в результате которого образуется воронка взрыва с углом раствора . В данном случае линия наименьшего сопротивления принима­ется как радиус воронки взрыва, а глубина перебура — как глубина заложения заряда. В настоящее время ее определяют по эмпирическим зависи­мостям с учетом линии сопротивления по подошве и удель­ного расхода взрывчатого вещества

.

Предыдущие параметры были рассмот­рены с точки зрения действия одиночного заряда во взрываемой среде с двумя обнаженными поверхностями. На карьерах для подготовки горной массы в большом объеме применяют взрывание серии зарядов, которые во взрываемом массиве необходи­мо рассматривать во взаимодействии.

Согласно теории взрыва при одновременном взрывании двух соседних зарядов, расположенных на расстоянии а < 2 W, возникают большие по величине по сравнению с одиночным взрыванием растягивающие напряжения, что увеличивает действие взрыва на отрыв горной массы по линии скважин. По направ­лению линий, соединяющих заряды, происходит интерференция ударных волн, благодаря чему степень дробления массива в месте их встречи увеличивается. В других областях (вокруг зарядов) имеется зона, где происходит взаимная компенсация напряжений от взрыва соседних зарядов, что ведет к уменьше­нию действия взрыва по сравнению с одиночным зарядом. На расстоянии а > W заметного эффекта от интерференции ударных волн при взрыве соседних зарядов не наблюдается. Аналогичное явление происходит при действии двух зарядов из соседних рядов.

Учитывая это явление и физическую сущность действия за­ряда в массиве, можно сделать заключение, что уменьшение расстояния между скважинами и рядами, т. е. сгущение сетки скважин, ведет к увеличению степени дробления массива и уменьшению «мертвых зон» , улучшению проработки подошвы уступа при расположении зарядов как в шахматном порядке, так и по квадратной сетке.

В практике буровзрывных работ расстояние между заряда­ми рассчитывают на основании эмпирических данных, при ко­торых за критерий действия взрыва принимают качественный показатель (плохое, удовлетворительное или хорошее дробле­ние). Расчетные зависимости для определения расстояния между скважинами и рядами следующие: а = (0,8—1,4) W; b = (0,9—1) W при короткозамедленном взрывании; b = 0,85 W при мгновенном взрывании и шахматном распо­ложении скважин. Цифра перед W есть коэффициент сближения скважин (от­носительное расстояние между зарядами), который обозначается m . Его величина зависит от свойств массива, требуемой степени дробления, последовательности взрывания зарядов и т. п. Меньшие значения m применяются для трудновзрываемых пород.

Взрывчатые вещества.

На карьерах используются следующие виды взрывчатых веществ: порошкообразные (аммониты, аммоналы, детониты); гранулированные (гранулиты, граммониты); водонаполненные (акватолы, акваниты). Некоторые взрывчатые вещества изготовляют на месте их применения, т. е. на самих карьерах. Это дешевые взрывчатые вещества, состоящие из смеси гранулированной аммиачной се­литры с жидким компонентом.

Применение того или иного вида взрывчатого вещества в конкретных горно-геологических условиях определяют, исходя из свойств горных пород по трещиноватости массива, свойств взрывчатого вещества .

Для разрушения прочных и вязких горных пород применяют взрывчатые вещества с высокой бризантностью, т. е, обладаю­щие хорошим дробящим действием.

Для отрыва крупных блоков без дробления применяют низкобризантные взрывчатые вещества, обладающие в то же время большой работоспособностью.

При выборе взрывчатого вещества учитывают экономичность подготовки горных пород к выемке в целом. Чем крепче порода и больше затраты на бурение, тем целесообразнее применение более мощных, хотя и более дорогих взрывчатых веществ.

Многие простейшие взрывчатые вещества хотя и не облада­ют высокими качественными показателями, но дешевые, легко поддаются механизированному заряжанию и поэтому наиболее предпочтительны при массовом производстве взрывных работ.

В случае, если по характеру действия для достижения опре­деленных результатов в конкретных условиях подходят несколь­ко типов взрывчатых веществ, то окончательный выбор произво­дят, исходя из экономической эффективности с учетом стоимо­сти взрывчатого вещества, затрат на доставку его в карьер, бурение и заряжание и расходов на дробление негабаритов.

Для взрывания скважин на карьерах применяют сплошные заряды , рассре­доточенные инертной забойкой— песком, мелким щебнем, пе­нопластом, рассредоточенные воздушными проме­жутками , заряды, состоящие из двух типов взрывчатого вещества , сосредоточенные (котло­вые) , парносближенные , плоские и фигурные. Простым, наименее трудоемким по заряжанию, поддаю­щимся полной механизации, кроме размещения детонирующего шнура и патрона-боевика, является сплошной, однородный по взрывчатому веществу заряд. Для лучшего дробления породы длина заряда должна быть не менее 2/3 длины скважины или 0,6—0,8 линии сопротивле­ния по подошве. При качественном забоечном материале длина забойки может быть от 20 диаметров скважины в трещинова­тых породах до 35 диаметров в крепких породах.

Уменьшение длины забойки до 10 диаметров скважины возможно за счет применения самозаклинивающейся забойки в виде трех запирающих зарядов взрывчатого вещества, распо­ложенных в материале забойки на расстоянии 3 диаметров скважины друг от друга. Для инициирования заряда в зависимости от типа исполь­зуемого взрывчатого вещества применяют электродетонаторы, детонирующий шнур или патрон-боевик, который располагают в верхней или нижней части заряда на уровне подошвы уступа. Массив в зоне забойки при взрыве разрушается в результа­те метательного действия заряда, соударений кусков и дробле­ния их при падении. В нашей стране и за рубежом широко применяют колонко­вые заряды из разных типов взрывчатых веществ. В нижней части заряда помещают более мощное водоустойчивое взрывча­тое вещество типа гранитола и алюмотола для обеспечения ка­чественной проработки подошвы, а в верхней части—более дешевое взрывчатое вещество типа игданита, гранулита или граммонита.

Рассредоточенные инертной забойкой заряды применяют в разнопрочных породах, размещая их в наиболее крепких слоях.

Рассредоточенные заряды с воздушными промежутками бы­ли предложены акад. Н. В. Мельниковым. В них реализуется явление интерференции ударных волн от взрыва частей заря­дов. При одновременном инициировании отдельных частей происходит наложение ударных волн в горизонтальной плоско­сти. Если рассматривать это явление одновременно с действием заряда в соседних скважинах, то возникает сложная картина интерференции взрывных волн во взаимно перпендикулярных плоскостях.

Заряд, рассредоточенный воздушными промежутками, при­меняется при длине зарядной плоскости скважины более 1,2 W. Обычно заряд разделяют на две части. Нижний, основной заряд по массе составляет не менее 60—80% при длине не менее 1,2 W. Длина воздушного промежутка составляет от 0,17 длины всего заряда в скважине в крепких породах до 0,35 длины его — в породах средней крепости.