Диаметр заряда, линия сопротивления по подошве и сетка расположения скважин

Практикой установлено, что для каждой категории пород суще­ствует линейная зависимость вида W= кd₃, угол наклона кото­рой определяется крепостью и блочностью пород (рис. 10.8). Однако эта зависимость в предположении постоянного удель­ного расхода ВВ допускает, что с увеличением диаметра заряда выход крупных фракций при взрыве увеличивается. Это происходит потому, что с увеличением W все больший процент отдельностей, слагающих массив, при взрыве попадает в зону практически нерегулируемого дробления. Уменьшив диаметр заряда, можно достигнуть положения, при котором все отдель­ности попадают в зону регулируемого дробления. Поэтому диа­метр заряда относится к одному из наиболее мощных параметров регулирования степени дробления. При меньших диаметрах за­рядов, кроме того, уменьшаются заколы за линию зарядов в глубь массива, уменьшается относительный объем переизмельчения породы вокруг заряда и происходит распространение энергии по массиву с меньшим затуханием. Однако на некоторых пред­приятиях при уменьшении диаметра заряда с 200 до 100 мм (на­пример, крупноблочные породы Первоуральского титаномагне-

титового карьера) не было обеспечено существенного снижения выхода негабарита. Это объясняется тем, что в настоящее время себестоимость обуривания массива скважинами уменьшенного диаметра значительно выше. Поэтому на практике имеется тен­денция расширить сетку скважин при меньшем диаметре, т. е. увеличить отношение W/d₃, что ведет в крупноблочных породах к ухудшению дробления.

Работами, выполненными трестом Союзвзрывпром, показано, что увеличением коэффициента сближения скважин т = а/W от 0.6 до 1 при среднем удельном расходе ВВ дробление пород не ухудшается, а в ряде случаев даже улучшается вследствие более полного заполнения скважины ВВ и уменьшения длины забойки. Поэтому при однорядном взрывании применяют т = 0,8: 1. При многорядном расположении зарядов по квадратной сетке (рис. 10.9) благодаря диагональной схеме коммутации т_ф = а_ф/W_ф увеличивается до двух по сравнению с исходным т = а/W, а заряды взрываются в шахматном порядку

Улучшение дробления достигается за счет снижения фактиче­ского значения W, а также за счет соударения разлетающихся масс разрушенной породы.

Себестоимость отбойки целесообразно снижать в первую оче­редь за счет наиболее высоких статей затрат. С увеличением кре­пости пород f от 6 до 18 затраты на бурение растут быстрее (~ в 10 раз), чем затраты на взрывание (~ в2 раза). При этом в породах ниже средней крепости расходы на взрывные работы составляют 70 % общих расходов на отбойку, а в крепких, наобо­рот, затраты на буровые являются основными в себестоимости отбойки (рис. 10.10). Поэтому в породах ниже средней крепости f< 7 основное внимание следует уделять снижению расходов на взрывание (применение дешевых ВВ), в крепких породах (f > 14: 16) — снижению себестоимости буровых работ (при­менение более производительных способов бурения, большого диаметра скважин, инструмента лучшего качества и т. д.).

Рис. 10.10. Изменения относительных затрат С на бурение (1) и взрывание (2) в зависимости от коэффициента крепости пород f.

Замена в крепких породах деше­вых ВВ на более мощные с высокой объемной концентрацией энергии, но и более дорогие может быть вполне целесообразна, если вследствие этого можно обеспечить большее снижение себестоимости обуривания массива и отбойки породы. При таком подходе снижение себестоимости отбойки происходит более интенсивно при сохранении хорошего качества взрыва.

Современное состояние изученности вопроса не позволяет дать теоретическое решение и обосновать выбор диаметра заряда. Поэтому следует пользоваться данными практического опыта применительно к конкретным задачам. В частности:

1) в породах I—II категории трещиноватости (см. табл. 1.1) диаметр заряда следует выбирать возможно большим (250—350 мм) и ограничивать лишь технологическими задачами предприятия. Например, на железорудных карьерах КМА, Кривого Рога, раз­рабатывающих мелкоблочные железистые кварциты высокой проч­ности и абразивности, целесообразно бурить скважины диаметром не менее 250 мм, а лучше 320 мм, так как более тяжелые шарошечные станки СБШ-320М работают более устойчиво на крепчайших по­родах. С целью снижения расходов на бурение целесообразно скважины расширять огневым способом до диаметра 400— 500 мм, а сетку скважин расширять с 5,5x5,5 до 9x9м и более.

В то же время на вскрышных уступах крупных угольных разрезов, разрабатывающих породы низкой и средней крепости средне- и мелкоблочные, применение взрывных скважин более 300 мм оказывается неэффективным, так как при большом (400 мм и более) диаметре скважин происходят большие разрушения в глубь массива, увеличиваются заколы за линию скважин, ухудшается устойчивость откосов уступов;

2) в породах II категории, а также в однородных породах III ка­тегории при многорядном короткозамедленном взрывании пред­почтительнее диаметры 200-250 мм.

Это наиболее типичные условия разработки месторождений минерального сырья различных отраслей, где применяются для бурения скважин главным образом шарошечные станки СБШ-250МНА, СБШ-250МН и 2СБШ-200Н;

3) в породах крупноблочных IV категории, а также неоднород­ных и часто перемежающихся породах V категории диаметр скважин следует уменьшать до 100—150 мм. Карьеров с такими породами в стране относительно небольшое число. Это карьеры

Первоуральского рудоуправления, Орловского ГОКа, алунитовый карьер (Азербайджан), Шарташский гранитный, Саткинский магнетитовый. При выборе диаметра скважин, кроме взрываемости пород, необходимо учитывать и годовую производительность предприятия, с увеличением которой при любых породах надо применять высокопроизводительную буровую технику и диаметры скважин не менее 200 (215) мм.

С увеличением глубины карьеров существенно усложняются условия взрывания: на многих месторождениях породы становятся более крупноблочными и трудновзрываемыми; увеличивается обводненность скважин; уменьшается ширина рабочих площадок уступа; ухудшается устойчивость бортов карьеров и, следова­тельно, увеличивается опасность сейсмического воздействия взры­вов.

Поэтому в перспективе неизбежен переход от многорядного взрывания вертикальных скважин большого диаметра к взрыва­нию наклонных скважин среднего (200 мм) и уменьшенного (150 мм) диаметра; переход от маломощных неводоустойчивых ВВ к более мощным водоустойчивым ВВ с высокой объемной концентрацией энергии; замена тяжелых станков для скважин диаметром 250— 320 мм высокопроизводительными станками для бурения наклон­ных скважин 150—200 мм со сменной производительностью 120— 150 м в породах средней крепости. Эти станки должны обеспечи­вать эффективное бурение и крепчайших пород.

Однако при этом необходимо решить сложные задачи заряжа­ния и монтажа сети большого числа скважин, а также их сохран­ности до заряжания. В связи с этим перспективен переход к заряжанию и забойке наклонных скважин сразу после их бурении и к взрыванию блока по мере его готовности. Это дает большой экономический эффект за счет уменьшения потерь скважин. Осо­бенно перспективно применение высокопроизводительных стан­ков для бурения скважин диаметром 100—150 мм на карьерах небольшой годовой производительности (до 500 тыс. м³ горной массы в год), на глубоких горизонтах крупных карьеров, где ведется, как правило, взрывание крупноблочных трудновзрываемых горных пород, при использовании контурного взрывания в процессе выхода бортов карьеров на их проектное поло­жение.

Установлено, что нарушение взрывом захватывает в основном район первого ряда зарядов. Поэтому возможности регулирова­ния степени дробления при однорядном взрывании более ограни­чены. При многорядном расположении зарядов степень дробления горной массы улучшается в результате того, что заряды второго и последующих рядов работают в менее нарушенном массиве. Чем больше рядов зарядов, тем меньше объем породы первого ряда, отнесенный ко всему объему взрыва, и тем меньше средний выход негабарита. Отсюда можно ориентировочно рассчитать выход негабарита при многорядном взрывании.

Приняв сетку расположения скважин и массу зарядов по рядам одинаковыми, можно определить средний выход негабарита при взрыве п рядом зарядов:

Vn=V₁+V₂(n-1)/n=V₀*1+V₂/V₁(n-1)/n

где V₁ — выход негабарита по первому ряду скважин,%; V₂ —

выход негабарита по второму ряду скважин и последующим рядам при тех же параметрах взрывания, %; V_п — средний выход нега­барита при взрывании п рядов зарядов, %.

Зная отношение V₂/V₁ по результатам однорядного взрывания, можно найти выход негабарита при переходе на многорядное рас­положение зарядов; для обычных условий V₂/V₁ = 0,25:0,3. Поэтому окончательно расчетная формула имеет вид

Vn=V₁*1+0.3(n+1)/n