=3,14;
= (10f +gH) - удельная энергоемкость разрушения массива в зоне смятия, Дж/м3;
f - коэффициент крепости по шкале М. М. Протодьяконова;
- плотность породы, кг/м3;
g = 9,8 - ускорение свободного падения, м/с;
H - глубина расположения заряда от поверхности земли, м.
Радиус разрушения горных пород радиальными трещинами
,
где = 0,04(10f +gH)— удельная энергоемкость разрушения массива путем развития магистральных трещин, Дж/м3.
Удельный расход взрывчатого вещества. В первой группе наибольшее влияние на степень дробления пород оказывает удельный расход взрывчатого вещества.
Из рассмотренной выше энергетической теории разрушения видно, что для увеличения степени дробления горных пород требуется увеличение затрат энергии, т. е. применение более мощного взрывчатого вещества или 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.
Рассматривая влияние удельного расхода взрывчатого вещества на степень дробления горных пород, учитывается и экономический аспект. Увеличение расхода взрывчатого вещества при росте объема буровых работ влечет за собой повышение затрат на подготовку горных пород к выемке.
В практике расчетов удельный расход взрывчатого вещества для рыхления массива принимается по таблицам в зависимости от вида, коэффициента крепости и плотности пород. Трест «Союзвзрывпром» эти значения дает для эталонного взрывчатого вещества—аммонита № 6ЖВ (табл.3).
Таблица 3
Таблица определения эталонного удельного расхода ВВ
Породы
Группа пород и грунтов по СНиП
Коэффициент крепости по шкале Протодьяконова
Расчетный удельный расход ВВ для зарядов
рыхления
выброса
Песок
I
---
---
1,-1,8
Песок плотный или влажный
I-II
---
---
1,2-1,3
Суглинок тяжелый
II
---
0,35-0,4
1,3-1,8
Глина ломовая
III
---
0,35-0,45
1,2-1,8
Лёсс
III-IV
---
0,3-0,4
0,9-1,2
Мел, выделочный мергель
IV-V
0,8-1
0,2-0,4
0,9-1,2
Гипс
IV
1,1,5
0,35-0,45
1,1-1,5
Известняк ракушечный
V-VI
1,5-2
0,35-0,6
1,4-1,8
Опока, мергель
IV-VI
1-1,5
0,3-0,4
1-1,3
Туфы трещиноватые, плотные, пемза тяжелая
V
1,5-2
0,35-0,3
1,2-1,5
Конгломерат брекчии на известковом и глинистом цементе
IV-VI
2-3
0,35-0,45
1,1-1,4
Песчаники на глинистом цементе, сланец, глинистый, серицитовый мергель
VII-VIII
3-6
0,4-0,55
1,2-1,6
Доломит, известняк, магнезит, песчаник на известковом цементе
VII-IX
5-6
0,4-0,6
1,2-1,8
Известняк, песчаник, мрамор
VII-IX-
6-9
0,4-0,8
1,2-2,2
Гранит, гранодиорит
VIII-IX
2-12
0,5-0,8
1,7-2,1
Базальт, диабаз, андезит, габбро
IX-XI
6-20
0,6-0,85
1,7-2,2
Кварцит
X
12-14
0,5-0,8
1,6-2
Порфирит
X
16-20
0,6-0,8
2,2-2,3
В случае, если применяются другие типы ВВ, значение удельного расхода умножают на переводной коэффициент (табл. 4.)
Таблица 4
Поправочный коэффициент к выбору
удельного расхода ВВ
Взрывчатое вещество
k
Взрывчатое вещество
k
Карбатол ГЛ-10В
0,79
Аммонит №6ЖВ
1
Скальный аммонал №3
0,8
Граммонит 79/21
1
Скальный аммонал №1
0,81
Граммонит 50/50
1,11
Детонит М
0,82
Гранулит М
1,13
Гранулит С-2
1,13
Алюмотол
083
Игданит
1,13
Гранитол 7А
0,86
Граммонит30/70
1,14
Гранулит АС-8
0,89
Аммонит АП-5 ЖВ
1,14
Гранулит АС-8В
0,89
Акватол Т-20
1,2
Гранулит АС-4
0,98
Гранулотол
1,2
Однако этот метод не увязывают конкретные физико-механические свойства массива с выбором и расчётом удельного расхода взрывчатого вещества с необходимостью степенью дробления горных пород с конкретной экскавационной машиной и ёё параметрами.
Предложенный метод ведёт расчет параметров паспорта буровзрывных работ для конкретной экскавационной машины с последующим транспортом, отвалообразующей машины, а для полезного ископаемого и машин, занятых на его переработке для потребителя для обеспечения минимума затрат по всему технологическому потоку и максимальной производительности комплекта машин в него входящих.
Экспериментальными исследованиями и практикой доказано, что увеличение степени дробления массива пропорционально увеличению полезного использования энергии взрыва. 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 100d (рис. 6).
Рис.6 Способы увеличения степени дробления массива:
а - взрыванием при подпорной стенке; б - взрыванием под оставленным слоем взорванной горной массы; в - мгновенным многорядным взрыванием; г - путем применения дополнительного заряда взрывчатого вещества в забойке; 1 - направления взрывной волны; 2 - зоны интерференции волн; 3 - основной заряд; 4 - дополнительный заряд; 5 - забойка; а - расстояние между скважинами; W – линия сопротивления по подошве; h – высота уступа; В - ширина подпорной стенки.
Ширину подпорной стенки (м) рассчитывают по формуле
,
где - коэффициент разрыхления породы;
- линия наименьшего сопротивления, м:
=0,20,4 - коэффициент, учитывающий использование энергии взрыва на дробление и перемещение горной массы;
q - удельный расход взрывчатого вещества, кг/м3;
- удельная энергия взрыва взрывчатого вещества, Дж/м3 или Дж/кг;
Е - модуль продольной упругости пород, Па;
- предел прочности породы при одноосном сжатии, Па.
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.
Эффект от применения многорядного мгновенного взрывания заключается в том, что заряды второго и следующих рядов находятся в зоне массива, ненарушенного 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.
Однако при использовании этого метода при равном расстоянии между рядами и линией сопротивления по подошве, заряды скважин каждого последующего после первого ряда по сравнению с предыдущим увеличиваются на 1015%, что приводит к увеличенному расходу взрывчатого вещества.
Сущность применения запирающих зарядов (самозаклинивающейся или активной забойки) заключается в помещении малого заряда взрывчатого вещества среди инертной забойки в скважине. При инициировании этого заряда одновременно с основным 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.