Методы регулирования действия взрыва зарядов ВВ на горную породу

Качество дробления горной массы влияет на все последующие технологические процессы горного производства вплоть до дробильносортировочных фабрик.

Возможна степень дробления пород, при которой суммарные затраты на единицу продукции по всем технологическим процессам минимальны, т. е.

Степень дробления можно улучшить изменением расчётного расхода ВВ, линии наименьшего сопротивления, вида ВВ, конструкции зарядов, схем взрывания, конструкции забойки и т. д.

Все методы регулирования степени дробления можно разделить в зависимости от диапазона их влияния на два класса (табл. 6.1).

Параметры класса I — диаметр заряда, величина сопротивления по подошве (с.п.п.), расстояние между зарядами, длина и масса заряда — взаимосвязаны между собой через расчётный удельный расход ВВ. Основными из них являются расчётный удельный расход ВВ и диаметр заряда, остальные параметры производные и зависят от величины расхода ВВ. Изменение одного из параметров влечёт за собой изменение остальных, которые могут повлиять на результат взрыва.

Изменяя параметры класса I, можно достигать желаемого дробления пород любой категории. Возможности регулирования дробления параметрами класса II чаще находятся в пределах точности опыта (10… 15%), поэтому их количественная оценка на современном этапе развития науки о взрыве затруднительна.

Рассмотрим физическую сущность регулирования дробления горных пород каждым параметром.

Таблица 6.1.

Влияние основных параметров взрывания на регулирование

степени дробления

Примечание. *V" _м — процент содержания крупных (негабаритных) отдельностей в массиве.

При увеличении удельного расхода ВВ степень дробления массива сначала увеличивается, а затем энергия взрыва в основном расходуется на придание большой скорости взрываемой массе. Следовательно, дальнейшее увеличение становится нецелесообразным.

Рассмотрим зависимость (рис. 6.13) выхода крупных кусков (негабарита) от удельного расхода ВВ. На оси ординат отмечен отрезок К"_д, соответствующий зоне нерегулируемого дробления. При массовом взрыве с удельным фактическим расходом выход негабарита, равный Уф, можно определить одним из указанных выше методов. Взрыв проводится в массиве с известной блочностью и содержанием отдельностей У_е, равных по размеру негабаритным кускам. Соединив точки О, У_с и с/ф, Уф, получим прямую, пересекающую ось абсцисс в точке q_p, О. Это расчетный расход ВВ, условно обеспечивающий для данной функции нулевой выход негабарита. Фактически при q > q, где q соответствует точке q К"._д, увеличение удельного расхода ВВ не улучшает дробления из-за наличия зоны нерегулируемого дробления.

С увеличением диаметра заряда процент выхода крупных фракций увеличивается. Для горных пород установлена линейная зависимость между линией наименьшего сопротивления и диаметром заряда, т. е. с увеличением диаметра заряда должна быть увеличена линия наименьшего сопротивления, а следовательно, больший процент отдельностей, слагающих массив, попадает в зону нерегулируемого дробления. При малых диаметрах зарядов уменьшаются заколы в глубь массива и уменьшается относительный объем переизмельчения породы вокруг заряда.

Рис. 6.13. График зависимости выхода крупных кусков от удельного расхода В В

Технико-экономическими расчетами определено, что в породах категорий трещиноватости I—II диаметр заряда необходимо принимать большим. Так, для карьеров диаметр заряда равен 300…350 мм, для подземных рудников — 150… 190 мм. В породах категорий III—IV применяют диаметр зарядов 80… 100 мм для рудников и 200…250 мм для карьеров. В крупноблочных породах категории V следует принимать диаметр заряда 60…80 мм для подземных рудников и 100… 150 мм для карьеров.

С увеличением коэффициента сближения зарядов, равного отношению расстояния между зарядами а к линии наименьшего сопротивления W, от 0,6 до 1 при средних удельных расходах ВВ дробление пород улучшается из-за более полного заполнения скважины ВВ и уменьшения длины забойки. При однорядном взрывании применяют т = 0,8… 1,0. При диагональной схеме коммутации зарядов т можно увеличить до 4. При диагональной схеме взрывания а — расстояние между зарядами в диагональном ряду, W — расстояние между взрываемыми диагональными рядами.

При увеличении коэффициента крепости пород/с 6 до 16… 18 затраты на бурение растут значительно быстрее, чем затраты на взрывание. При этом в породах ниже средней крепости взрывные работы составляют.

70% общих расходов на отбойку, а в крепких преобладает стоимость буровых работ. Поэтому в породах ниже средней крепости (f < 7) основное внимание целесообразно уделять снижению расходов на взрывание (применение дешёвых ВВ, некоторое снижение расходов ВВ). В крепких породах (f >14) основное внимание надо уделять снижению стоимости буровых работ. В породах с/= 7… 14 относительные затраты на бурение и взрывание примерно одинаковы.

Замена в крепких породах дешевых ВВ на более мощные, но более дорогие может быть вполне оправдана, если в результате этого возможно большее снижение стоимости обуривания массива. При таком подходе стоимость отбойки будет снижаться наиболее интенсивно при сохранении хорошего качества взрыва.

Устья шпуров и скважин, оставшиеся свободными после размещения зарядов, заполняют, как правило, забоечным материалом. Забойка уменьшает потери энергии в процессе детонации заряда и обеспечивает более полное протекание реакции взрыва, уменьшая количество выделяемых при взрыве ядовитых газов; увеличивает длину эффективной части ударной волны, обеспечивая более интенсивное дробление породы; увеличивает длительность воздействия газов на стенки зарядной камеры и продолжительность вылета газов в атмосферу, снижая опасность воспламенения метановоздушной смеси в шахтах, опасных по газу или пыли, а также резко уменьшает силу воздушной ударной волны.

Длина забойки принимается равной 1,25 W в мелкоблочных; 1,0 W- в среднеблочных и от 0,75 до 0,5 W- в крупноблочных породах.

Водяная забойка в виде ампул в полиэтиленовой оболочке вместо глиняной увеличивает коэффициент использования шпуров (к.и.ш.) на подземных работах с 0,8 до 1 и снижает существенно запыленность атмосферы выработки после взрыва.

Применение запирающих зарядов в забойке позволяет значительно уменьшить её длину. Запирающие заряды размещают в забойке и взрывают одновременно с основным зарядом. При взрыве в устье скважины создаётся давление, которое препятствует вылету газов взрыва.

Если расчётная масса заряда не обеспечивает заполнение скважины на длину, обеспечивающую минимальную требуемую длину забойки, то заряд рассредоточивают по длине скважины или шпура.

Удлинённые заряды можно разделить на сплошные, комбинированные и рассредоточенные. Взрывы сплошных зарядов характеризуются недостаточной эффективностью дробления пород на уровне забойки.

Комбинированные заряды образуются из участков разных типов ВВ. Болес сильные ВВ располагают в наиболее трудновзрывасмых участках (донных частях шпуров и скважин, на пересечениях с трудновзрываемыми включениями).

В скважинах на карьерах целесообразно в обводненной ее части применять водоустойчивое ВВ, а в остальной — неводоустойчивое ВВ.

Рассредоточение заряда способствует улучшению дробления благодаря увеличению зоны регулируемого дробления. Рассредоточение скважинных зарядов воздушными промежутками (рис. 6.14) улучшасг дробление. Воздушные промежутки изменяют характер действия взрыва и ограничивают переизмельчение породы вблизи заряда. В результате энергия, идущая на переизмельчение, уменьшается и большая её доля используется на дробление в дальней зоне. Длина воздушных промежутков не должна превышать для слабых пород 0,3…0,4 длины заряда, средней крепости — 0,2…0,3 и крепких-0,15…0,2.

Рис. 6.14. Рассредоточение скважинных зарядов воздушными промежутками на две (а) и три (б) части

Место инициирования зарядов определяет направление детонации заряда ВВ. Различают прямое (от устья шпура, скважины), обратное (от дна шпура, скважины) и многоточечное инициирование. Если скважинный заряд инициировать снизу, то проработка подошвы уступа и степень дробления улучшаются. При инициировании снизу время действия взрыва на массив увеличивается. Обратное инициирование (от дна шнура, скважины) целесообразно применять при отношении fV/v_r > 1,6, а прямое (от устья шнура, скважины) при ЖЛ)_Р < 1,6, где и_р — скорость продольных волн, км/с; IV-л.н.с., м.

Многоточечное инициирование характеризуется тем, что заряд инициируют одновременно в нескольких местах. При этом происходит встречное соударение детонационных волн, резко увеличивается давление в этом месте и, как следствие, улучшается дробление породы в целом. Такое инициирование можно применять при наличии специального маломощного ДШ (с небольшой навеской тэна на 1 м шнура).

Рис. 6.15. Взрывание рассредоточенного заряда с внутрискважинным

замедлением: 1 — детонаторы; 2 — предохранительная трубка; 3 — КЗДШ; 4 — ВВ

Для осуществления внутрискважинного замедления заряд в скважине разделяют на несколько частей, взрываемых с замедлением (рис. 6.15). Общее время действия взрыва на массив увеличивается, и дробление улучшается. Инициирование может быть снизу или сверху. Выполняется детонирующим шнуром таким образом, чтобы от него не взрывалась часть заряда, через которую он проходит. Эффективной является схема замедлений снизу. Для обеспечения большей безопасности целесообразно патронбоевик располагать выше подошвы уступа.

Контрольные вопросы

• 1. Какие методы регулирования степени дробления пород взрывом Вы знаете?
• 2. На какие классы делятся методы регулирования степени дробления?
• 3. Как влияет на эффективность дробления удельный расход ВВ?
• 4. Почему выход крупных фракций увеличивается с ростом диаметра заряда?
• 5. Какие коэффициенты сближения зарядов оптимальны по качеству дробления?
• 6. Какая длина забойки рекомендуется для пород различной крепости?
• 7. Какие преимущества присущи рассредоточенным зарядам ВВ?