11.2. 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 по сближенной 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.