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 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.

В некоторых карьерах рассредоточенные заряды делают из пенопласта, изготовляемого непосредственно в момент зарядки. При значительной величине линии сопротивления по подошве, когда нельзя достичь необходимого дробления путем уменьшения коэффициента сближения скважин m до 0,6, а применение наклонных, котловых зарядов или увеличение диаметра заряда невозможно, для первого ряда используют парносближенные заряды. Их размещают в массиве на расстоянии 3 — 10 диаметров зарядов. Расстояние между парами в ряду принимают несколько большее, чем при одиночных зарядах: (1,8 — 2,2) а.

Если развернуть по направлению линии наименьшего сопротивления парносближенные скважины, то вторая скважина от откоса уступа, взорванная с микрозамедлением (1 — 2 мс), будет работать как бы в зажиме, аналогично действию взрыва при подпорной стенке, улучшая дробление и проработку подошвы.

Плоские и фигурные заряды по своим действиям аналогичны парносближенным. Выполнение их возможно только в скважинах малого диаметра, пробуренных с расширением станками термического бурения. При этом для плоских зарядов расширение производится в продольном направлении уступа до эллиптической формы при подъеме бурового инструмента без вращения, для фигурных зарядов образуют сферические полости на нескольких уровнях по глубине скважины остановкой на некоторое время подъема бурового инструмента без включения его вращения. Наиболее эффективно применение плоских зарядов с соотношением большой и малой полуосей эллипса 2:1 — 3:1. Все рассмотренные конструкции зарядов можно объединить в три группы. Первая группа — вертикальные и наклонные скважинные сплошные и рассредоточенные заряды. Изменение времени воздействия взрывного импульса может быть достигнуто за счет пространственного расположения самих зарядов или их отдельных частей.

Вторая группа — вертикальные скважинные заряды с внутрискважинным замедлением, комбинированные из разных типов взрывчатого материала, и парносближенные заряды. Силовые параметры импульса изменяются в них подбором типа взрывчатого вещества или при изменении положения детонатора. Третья группа — фигурные заряды, от плоского до конусообразного. Требуемые параметры импульса в них достигаются изменением формы зарядной полосы.