АКАДЕМИЯ НАУК СССР КОЛЬСКИЙ НАУЧНЫЙ ЦЕНТР
ГОРНЫЙ ИНСТИТУТ

МЕТОДИЧЕСКИЕ УКАЗАНИЯ

ПО ПРОЕКТИРОВАНИЮ И ПРОИЗВОДСТВУ МАССОВЫХ ВЗРЫВОВ
ПРИ ВОЗВЕДЕНИИ ПОДЗЕМНЫХ СООРУЖЕНИЙ

Апатиты 1990

Печатается по постановлению Президиума Кольского научного центра АН СССР

СОДЕРЖАНИЕ

Введение

"Методическое руководство по проектированию и производству массовых взрывов при возведении подземных сооружений" разработано на основании действующих инструктивных документов: "Временной инструкции по организации и проведению массовых взрывов скважинных зарядов на открытых горных работах" и "Временной инструкции по организации и проведению массовых взрывов в подземных условиях", утвержденных соответственно в 1969 и в 1970 гг Министерствами: Минцветмет СССР, Минчермет СССР, Минхимпром СССР, Минпромстройматериалов СССР и согласованных Госгортехнадзором СССР (от 4 июня 1969 г. и 20 октября 1970 г).

Основные положения методических указаний базируются на материале обобщения практики ведения взрывных работ на горнодобывающих предприятиях Кривого Рога, Горной Шории, Урала, Казахстана, Алтая и Кольского полуострова, а также на результатах научно-исследовательских работ Горного института КНЦ АН СССР в области разработки породы при строительстве подземных сооружений камерного типа*

В "Методическом руководстве" освещены положения по организации, проектированию и проведению массовых взрывов скважинных зарядов при отработке уступов в подземных условиях, а также рассмотрены вопросы техники безопасности при пневмозаряжании с применением гранулированных ВВ и механизированной зарядке.

В разработке "Методического руководства" принимал участие авторский коллектив сотрудников Горного института Кольского научного центра АН СССР: Ю.А. Епимахов, В.В. Гущин, Г.Н. Сиротюк, В.А. Фокин, Г.С. Торочков, Г.И. Тюркин, В.П. Соколов, В.П. Лебедев, Н.Н. Абрамов, А.Д. Вассерман, В.С.Романов., Н.Н. Чашников, Н.Д. Пронин, Педчик А.Ю., Додонов Г.В., Малежик В.В., Ильин В.Г.

1. ОБЩИЕ ПОЛОЖЕНИЯ

Согласно Единым правилам безопасности (ЕПБ) массовым взрывом считается на подземных горных работах такой взрыв, при осуществлении которого требуется время для проветривания и возобновления работ в руднике (участке) больше, чем это предусмотрено в расчете при повседневной организации работ или когда объем одновременно взрываемого ВВ превышает одну тонну.

При строительстве подземных сооружений применяется, как правило, порядная отбойка скального массива, при которой массовые взрывы характеризуются относительно небольшие количеством одновременно взрываемого ВВ и отбиваемой горной массы, периодичностью взрывов, локальным характером защитных мероприятий стабильностью основных параметров взрыва и схемы проветривания. Такие взрывы проводятся по типовым техническим проектам и распорядкам, конкретизируемым на каждый взрыв.

Типовой проект составляется на основе утвержденного проекта буровзрывных работ при отработке скального массива сооружения, технической и геолого-маркшейдерской документации по разработке взрываемого блока (панели), "Единых правил безопасности, при взрывных работах", действующих местных инструкций по безопасности работ, а также производственного опыта по взрывным работам в аналогичных условиях.

Проекты утверждаются в соответствующем порядке и вводятся в действие приказом руководителя предприятия.

2. СОСТАВ ПРОЕКТНОЙ ДОКУМЕНТАЦИИ И ОБЩИЕ ОРГАНИЗАЦИОННЫЕ МЕРОПРИЯТИЯ ПО БЕЗОПАСНОМУ ПРОИЗВОДСТВУ ВЗРЫВНЫХ РАБОТ

2.1. Работы по подготовке и производству массовых взрывов организуются в три стадии:

1) составление проекта взрыва;

подготовительные работы к взрыву, бурение скважин и проведение вспомогательных работ - уборка оборудования за пределы опасной зоны, защита крепления и энергетический коммуникаций;

производство взрыва: заряжание, забойка, монтаж взрывной сети, охрана опасной зоны, взрывание, проветривание, осмотр забоя и ликвидация обнаруженных отказов /6/.

Для производства буровзрывных работ при уступной отбойке скального массива сооружения составляется типовой проект массового взрыва скважин /2/. Типовой проект ведения буровзрывных работ составляется на основе утвержденного проекта разработки скального массива сооружения, результатов экспериментальных и промышленных взрывов, литературных данных и производственного опыта по взрывным работам в аналогичных условиях, Единых правил безопасности при взрывных работах, утверждается руководителем предприятия и вводится в действие приказом. В типовом проекте массового взрыва при отбойке скального массива приводятся: горнотехническая характеристика отрабатываемого блока (панели); параметры расположения скважин; способы и схемы взрывания; конструкция зарядов и тип ВВ; диаметр скважин; расчетные показатели взрыва (расчетный удельный расход ВВ, общее количество ВВ; объем взрываемой массы, выход породы с 1 п.м скважины и т.д.), методика расчета электровзрывной сети и времени проветривания; расчеты зарядов ВВ; методика расчета сейсмически-безопасных расстояний для инженерных сооружений и подземных горных выработок; мероприятия по вопросам техники безопасности.

2.2. Технический расчет /2/ составляется для каждого массового взрыва на основании типового проекта массовых взрывов предприятия, маркшейдерских, геологических и гидрогеологических данных по взрываемому блоку (панели), графических материалов по блоку (панели) и результатов предыдущих взрывов.

При составлении технического расчета учитываются также состояние выработок в смежных блоках, глубина взрываемого блока от поверхности, условия транспортировки взрывматериалов (ВМ) к месту взрыва, наличие оборудования и механизмов в районе взрыва.

Технический расчет массового взрыва должен состоять из:

а) сведений общего характера: объем взрываемой массы; общее количество ВВ, тип ВВ, способ заряжания; конструкция заряда ВВ, количество скважин;

б) таблицы параметров буровзрывных работ, в которой указываются фактические диаметр и глубина скважин» общая длина в целом по всем скважинам или по отдельным рядам скважин, длина заряжаемой части скважин, вес зарядов по скважинам;

в) схема фактического расположения скважин с откорректированными геолого-маркшейдерскими данными. Графический материал выполняется в масштабе 1:200 или 1:500;

г) схема взрывной сети, на которой отмечаются маршруты прокладки ДШ или электровзрывной сети; места установки патронов-боевиков и источника тока; величины интервалов замедления с учетом времени детонации ДШ и очередность взрывания скважинных зарядов ВВ;

д) схемы вентиляций с указанием движения свежей и исходящей струй воздуха.

2.3. В состав технического расчета массового взрыва входит распорядок его проведения. В распорядке проведения массового взрыва указываются порядок, сроки выполнения и лица, ответственные за доставку БМ, заряжание, монтаж и проверку взрывной сети; проветривание после массового взрыва; расстановка постов и т.д.

2.4. Для руководства работами при подготовке и производстве массового взрыва назначается ответственный за взрыв Ответственным за взрыв назначается начальник участка, на котором производится взрыв или главный инженер рудника.

Лица, ответственные за определенные этапы работы, ознакамливаются с распорядком проведения массового взрыва под роспись.

2.5. Технический расчет массового взрыва и распорядок проведения утверждаются главным инженером рудоуправления (предприятия), Приложение 1.

2.6. На каждом предприятии должен быть разработан и утвержден главным инженером рудника (предприятия) календарный график производства массовых взрывов.

2.7. Специальный проект массового взрыва /2, 3, 4/ составляется на основании типового проекта массового взрыва и должен включать следующие разделы:

1. Гидрогеологическую и горнотехническую характеристики района взрыва.

2. Расчетные показатели массового взрыва.

3. Организационно-технические мероприятия при подготовке и проведении массового взрыва.

К специальному проекту массового взрыва прилагается:

а) графический материал;

б) распорядок проведения массового взрыва,

2.8. В разделе "Гидрогеологическая и горнотехническая характеристики района взрыва указываются геологические и гидрогеологические данные, применяемый способ разработки, размеры элементов уступа, состояние взрывных скважин, состояние горных выработок, примыкающих к взрываемому блоку и т.п.

2.9. В разделе "Расчетные показатели массового взрыва" приводятся:

1) расчеты скважинных зарядов ВВ; указываются места расположения и общее количество скважин, подготовленных для производства массового взрыва согласно данным маркшейдерского контроля; общая длина скважин, принятая л.н.с.; диаметр скважин; расстояние между скважинами для каждого ряда скважин; величина забойки, конструкция заряда и тип ВВ. Расчетные данные скважинных зарядов ВВ заносятся в таблицы согласно Приложению 2.

2) принятые способы взрывания, расчеты оптимальных интервалов замедления и электровзрывной сети, количество ступеней и величины интервалов замедления, места расположения и количество патронов-боевиков, очередность взрывания скважинных зарядов ВВ; с целью проверки соответствия силы тока для безотказного взрывания электродетонаторов производится подробный расчет электровзрывной сети.

2.10. В разделе "Организационно-технические мероприятия  при подготовке и проведении массового взрыва" приводятся: мероприятия, обеспечивающие безопасность работ при доставке, транспортировке и хранении ВВ; маршруты по доставке ВМ; организация работы по доставке ВМ, заряжанию скважин и монтажу взрывной сети; мероприятия по локализации ударной воздушной волны; места устройства перегрузочных площадок на поверхности и места хранения ВВ в районе массового взрыва; безопасные расстояния на период заряжания, монтажа взрывной сети и взрыва; районы, в которых на период заряжания прекращаются взрывные работы; организация работ по заряжанию с указанием способа и очередности заряжания; расчеты времени проветривания и необходимого количества воздуха; расчеты сейсмически безопасных расстояний, опасной зоны по воздействию ударной воздушной волны.

2.11. К проекту массового взрыва прилагается следующий графический материал:

1) общий план района взрыва, на котором наносятся опасная зона и посты охраняемой опасной зоны;

2) необходимые планы и разрезы уступа, где указывается схема расположения скважинных зарядов;

3) планы верхнего и нижнего горизонтов (в т.ч. откаточных) с нанесением опасной зоны на время заряжания и мест расстановки постов;

4) схема вентиляции с указанием движения струи воздуха после массового взрыва;

5) общая схема взрывной сети;

6) в случае расположения важных объектов в зоне сейсмического действия взрыва прилагаются геологические разрезы по линии "объект-заряд" с указанием структуры горных пород.

2.12. В распорядке проведения массового взрыва должны предусматриваться:

1) круг обязанностей и персональная ответственность должностных лиц, осуществляющих все мероприятия, связанные с подготовкой и проведением массового взрыва;

2) сроки осуществления отдельных стадий работ по подготовке и производству массового взрыва;

3) порядок прекращения работ перед взрывом и вывода рабочих из рудника за пределы опасной зоны.

2.13.. В распорядке проведения массового взрыва указываются:

- дата и время производства взрыва;

- занимаемая должность, фамилия ответственного и технического руководителя взрыва. Ответственным руководителем взрыва назначается главный инженер рудника или его заместитель или начальник участка;

- место нахождения ответственного руководителя перед производством и в момент взрыва;

- лица надзора, ответственные за доставку ВВ и заряжание скважин;

- порядок охраны ВВ на весь период доставки, хранения на местах работ и на период заряжания;

- старшие взрывники по заряжанию и укладке патронов-боевиков;

- начало и окончание работ по заряжанию;

- взрывники и инженерно-технические работники для монтажа взрывной сети;

- начало и окончание работ по монтажу взрывной сети;

- опасная зона в руднике на время заряжания, монтажа взрывной сети и взрыва;

- ответственные за вывод людей с подземных работ, входящих в опасную зону;

- местонахождение постов охраны и порядок их выставления;

- сигнализация о взрыве;

- срок и порядок вывода людей из опасной зоны, а также порядок допуска людей после взрыва;

- срок и ответственный за вывоз остатков ВВ (в случае необходимости) из расходного склада ВМ.

2.14. Распорядок проведения массового взрыва утверждается главным инженером предприятия (рудоуправления) и вводится в действие приказом руководители предприятия (рудоуправления). В приказе должны быть отражены меры по оповещению организаций, находящихся или ведущих работы вблизи опасной зоны.

С распорядком проведения массового взрыва ответственный руководитель взрыва ознакамливает всех указанных в нем лиц под роспись.

2.15. Перед доставкой Ш в район массового взрыва лица,

ответственные за доставку их, обязаны подготовить транспортные средства, произвести проверку мест складирования ВВ, состояние горных выработок, оборудования и устройств для доставки ВМ.

О результатах проверок докладывается в письменном виде ответственному за взрыв (ответственному руководителю взрыва).

2.16. Заряжание скважин разрешается после уборки оборудования, создания предохранительных устройств и после письменного подтверждения начальника участка о том, что люди, не связанные с производством взрывных работ, удалены на безопасное расстояние.

2.17. Для уточнения фактических глубин пробуренных скважин и корректировки количества ВВ, подлежащего размещению в скважины, перед массовым взрывом проводят контрольный промер пробуренных скважин. Его осуществляют специально выделенные лица под руководством горного мастера или работника маркшейдерского отдела. О результатах промера докладывается ответственному за взрыв.

2.18. Перед началом заряжания лицам, ответственным за заряжание, выдаются выкопировки проекта с таблицей раскладки зарядов ВВ. Лица, ответственные за заряжание, производят учет взрывчатых материалов согласно форме учета (приложение 3), передают остатки ВМ по смене и докладывают руководителю взрыва (ответственному за взрыв) о количестве заряженных скважин, о расходе и остатке ВМ.

2.19. Технический руководитель взрыва или ответственные за заряжание лица ведут письменно исполнительную документацию по заряжанию, в которой, в частности, указываются фактически уложенное количество ВВ в каждую скважину и все другие изменения и отклонения от технического расчета.

2.20. При механизированном заряжании должны, выполняться следующие условия /5/:

а) заряжание должно проводиться зарядчиками, допущенными, к промышленному применению Госгортехнадзором СССР (ЗП-2, ЗП-25, МЗК-25, M3KC-160, "Ульба 4000", ПМЗШ-2М);

б) к работе на зарядчике допускаются взрывники, прошедшие специальную подготовку по пневмозаряжанию;

в) места работы зарядчиков должны быть хорошо освещены;

г) запрещается производить ремонт зарядчиков на месте заряжания и вблизи мест хранения ВВ;

д) при подготовке ВВ к заряжанию при помощи зарядчиков необходимо тщательно оберегать его от засорения песком и буровой мелочью;

е) запрещается использование просыпавшегося и засоренного

ж) максимальное давление в зарядном агрегате и магистральном трубопроводе не должно превышать допустимое, предусмотренное паспортом, зарядчика;

з) перед механизированным заряжанием скважин последние должны очищаться от бурового шлама, чтобы обеспечить проходимость става транспортных труб или шланга в скважину; патрон-боевик в скважину должен досылаться вручную;

и) при электрическом способе взрывания зарядов, кроме соблюдения ЕПБ /6/ при взрывных работах требуется:

- соблюдать соответствия электрического сопротивления рельсов откаточных путей и отсасывающих сетей, изоляции кабельных линий и электрических установок нормам технической эксплуатации;

- точное соблюдение сроков периодичности измерений блуждающих токов;

- отключение на время монтажа сети и взрывания зарядов всех силовых и осветительных сетей, а также контактной сети электровозной откатки в пределах опасной зоны;

- не допускать соприкосновения (контакта) проводов электродетонаторов и магистральных проводов электровзрывной сети с металлическими предметами большой протяженности (рельсы, трубы, кабели, металлическое крепление и т.п.).

2.21. Список рабочих, назначенных для выполнения работ по доставке ВВ, подъему и зарядке, утверждается техническим руководителем взрыва по представлению начальника участка.

Все рабочие, занятые на доставке ВВ и заряжании, перед допуском к работе должны быть проинструктированы с соответствующим оформлением в "Журнале по учету прохождения инструктажа по технике безопасности".

2.22. Соединение проводов электродетонаторов и подсоединение инициатора к сети детонирующего шнура разрешается только после окончания заряжания скважин и удаления людей, несвязанных с монтажом взрывной сети в места, предусмотренные проектом массового взрыва.

2.23. Допуск людей в рудник с единой схемой вентиляции (кроме участка взрыва) производится только после проверки состояния выработок и восстановления во всех выработках рудника нормальной атмосферы, но не ранее чем через 2 часа после взрыва.

2.23. На участок взрыва рабочие допускаются только после восстановления на нем нормальной рудничной атмосферы и приведения выработок в безопасное состояние.

2.25. В первую рабочую смену после взрыва лицо инженерно-технического персонала участка или лично начальник участка проверяют состояние блока на участке.

2.26. Выработки в районе массового взрыва и выработки, примыкающие к нему, в первое время, продолжительность которого после взрыва устанавливается главным инженером рудника, должны находиться под строгим, контролем ПВС. Сменный надзор должен систематически контролировать рудничную атмосферу при помощи индикаторов. При обнаружении содержания газов выше нормы необходимо вывести людей из забоев и поставить в известность начальника участка, начальника вентиляции и главного инженера рудника.

Результаты по проведенным массовым взрывам систематически рассматриваются и принимаются решения по уточнению параметров и дальнейшему совершенствованию буровзрывных работ.

3. ОСОБЕННОСТИ ПРИМЕНЕНИЯ СКВАЖИННЫХ ЗАРЯДОВ В УСЛОВИЯХ ПОДЗЕМНОГО СООРУЖЕНИЯ

3.1. Скважинная отбойка породы при разработке породного блока (уступа) позволяет повысить эффективность горных работ за счет интенсификации основных технологических процессов (бурения и уборки породы) путем их совмещения и использования мощного высокопроизводительного оборудования, а также за счет сокращения продолжительности вспомогательных операций.

3.2. Отличительной особенностью применения скважинных зарядов ВВ в условиях отработки блока является существенная стесненность рабочего пространства, что накладывает определенные требования к проектированию параметров размещения и заряжания скважин, а именно:

- обеспечение устойчивости обделки свода сооружения при сейсмическом и воздушно-ударном воздействии;

- предотвращение значительного разлета породы, особенно в направлении свода сооружения;

- снижение законтурных нарушений сплошности породного массива за пределами проектного контура сооружения;

- обеспечение минимального выхода негабарита при заданном размере кондиционного куска;

- образование компактного навала породы»

3.3. Дополнительным фактором, существенно влияющим на эффективность скважинной отбойки, является изменчивость физико-механических свойств и структурных особенностей порода вдоль трассы ведения взрывных работ. При переходе на участки менее крепкие или более трещиноватые (так же как и при переходе в более крепкие и монолитные) необходимо пересматривать параметры размещения и заряжания скважин с соблюдением условия обеспечения заданной эффективности взрыва. Это требует определенного времени на перепроектирование и опытную отработку новых параметров отбойки. Поэтому исходя из необходимости поддержания темпов отработки блока на определенном уровне с сохранением заданного качества взрыва, к методике проектирования должны предъявляться дополнительные требования:

- на технологическую карту ведения буровзрывных работ по всей трассе должна быть нанесена геологическая ситуация с указанием изменчивости таких технологических показателей как коэффициент крепости пород по шкале проф. М.М. Протодьяконова, параметры и характер распределения неоднородностей (трещиноватости, блочности), наличие зон разломов и т.п.;

- должно быть введено условие многовариантности при расчетной оценке оптимальных параметров отбойки, обеспечивающих, заданную эффективность, взрывания с соблюдением требований безопасности производства работ;

- должно быть введено требование прогнозной оценки параметров взрывания на основании выполнения двух предыдущих позиций для того, чтобы при подходе забоем к участку массива с новыми условиями вся необходимая проектная документация была заблаговременно подготовлена и оценена с позиций эффективности взрывных работ и их гарантированной безопасности;

- должен в обязательном порядке производиться контроль состояния приконтурной части породного массива с целью своевременного выявления начала процесса разупрочнения и принятия соответствующих мер по предотвращению снижения несущей способности вооружения.

Выполнение этих требований позволит повысить уровень проектирования как с точки зрения качества и глубины проработки проектных решений, так и с точки зрения оперативности управления технологическим процессом отработки уступа.

3.4. Для оценки изменчивости исходного состояния массива от взрывных воздействий массового взрыва может быть использован реометрический метод /7/, основанный на способности породного массива фильтровать сжатый воздух. По степени фильтрации оценивается состояние нарушенности контролируемого участка массива.

3.5. Контроль осуществляется на основании сопоставления результатов многоразовых измерений параметров зон нарушения сплошности (ЗНС) массива до и после каждого массового взрыва. Результаты контроля могут распространяться только на сходные в геолого-структурном отношении участки.

3.6. Контроль осуществляется на наблюдательных станциях, представляющих собой куст из трех параллельных шпуров диаметром 42 мм, глубиной 2-3 м. Расстояние между шпурами в станции составляет 30-40 см.

3.7. Конструктивно наблюдательные станции могут закладываться в стенках, кровле сооружения на кратчайшем расстоянии о? взрывных скважин, количественно - не менее двух станций на каждый участок (уходку) взрываемого массива. Производство работ по закладке станций осуществляется одновременно с бурением скважин массового взрыва.

3.8. Результаты замеров до и после массового взрыва заносятся в специальный журнал.

3.9. Контроль состояния массива производится работниками маркшейдерской службы предприятия (рудника) или лицами специальной службы геомеханического контроля предприятия.

3.10. При увеличении мощности ЗНС после производства массового взрыва на 10-15 % от исходного (до массового взрыва) необходима корректировка проекта БВР на последующий массовый взрыв в сторону снижения мощности взрыва с целью уменьшения сейсмического воздействия на приконтурный породный массив.

4. ПОРЯДОК ПРОЕКТИРОВАНИЯ МАССОВОГО ВЗРЫВА

В процессе проектирования массового взрыва должны быть проанализированы исходные условия и особенности производства работ в конкретной горно-технологической ситуации и на их основе выполнены соответствующие расчеты и выработаны технические мероприятия, обеспечивающие заданную эффективность взрыва при его гарантированной безопасности.

4.1. Расчет параметров скважинной отбойки

4.1.1. Параметры расположения и заряжания отбойных скважин определяют из условия равномерного размещения в разрушаемом породном объеме необходимого количества ВВ, достаточного для обеспечения заданной эффективности взрыва.

4.1.2. Основным показателем, определяющим эффективность взрыва, является расчетный удельный расход ВВ, величина которого в существенной мере зависит от прочностных свойств и структурных особенностей породы, размера кондиционного куска и заданного выхода негабарита. Кроме того, на величину удельного расхода ВВ влияет также первоначальное содержание в отбиваемом объеме естественных породных отдельностей некондиционных размеров.

Численное значение удельного расхода ВВ (кг/м) с учетом перечисленных факторов следует определять по формуле:

;                          (4.1.1.)

где f	- коэффициент крепости породы по шкале проф. М.М. Протодьяконова; ед.;
dотд	- размер максимальной естественной отдельности в отбиваемом объеме до взрыва, м;
dK	- размер кондиционного куска порода, м;
Ф+dK	- содержание в отбиваемом объеме естественных породных отдельностей с размером dK ≤ di ≤ dотд до взрыва, %;
Фн	- заданный выход негабарита после взрыва, %.

4.1.3. Величину входящего в (2.2.1.) переводного коэффициента е_ВВ , учитывающего тип применяемого ВВ /8, 9/ и фактическую плотность заряжания. Скважин, определяют по табл. 1. При этом в качестве эталонного ВВ принят граммонит 79/21 при насыпной плотности.

Таблица 1

Численные значения переводного коэффициента

4.1.4. Как правило, проект производства массового взрыва предполагает точное соблюдение параметров сетки размещения скважин в процессе их бурения. Вместе с тем вполне понятно, что условия производства работ не всегда позволяют избежать возможных отклонений при забуривании, скважин: такие отклонения достигают три-пять диаметров скважины (рис. 1). Поэтому при расчете удельного расхода ВВ по формуле (4.1.1) целесообразно принимать Ф_н = 0, что с учетом указанных отклонений позволит обеспечить фактический выход негабарита не более 10÷12 %.

4.1.5.Разрушение порода в условиях уступной отбойки производят путем короткозамедленного взрывания нескольких групп (рядов) скважинных зарядов. В этом случае коэффициент сближения скважин следует определять по формуле:

                                                                                                (4.1.2)

где d_скв - диаметр скважин, м.

4.1.6. Наиболее рациональным с точки зрения эффективности разрушения породы является размещение отбойных скважин в плоскости, параллельной боковой поверхности отбиваемого породного слоя (рис. 2).

Рис. 1. Пример фактических отклонений при забуривании отбойных скважин:
а - по расстоянию между скважинами в ряду; б - по расстоянию между рядами; в - общее распределение.

Рис. 2. Схема расположения отбойных скважин при отработке породного слоя:
а - с формированием наклонного борта (в трещиноватых породах); б - с формированием вертикального борта (в слаботрещиноватых и монолитных породах)

При этом величину линии сопротивления по подошве (м) определяют по формуле:

;                                                                      (4.1.3)

Численные значения коэффициентов C₁ и C₂ рассчитывают следующим образом:

;                                                                                        (4.1.4)

;                                                                             (4.1.5)

;                                                                         (4.1.6)

где ρ - линейная плотность скважинного заряда, кг/м;

Н - проектная высота уступа, м;

ς - угол между вертикалью и продольной осью скважины, град;

l_заб - длина забойки скважин, м.

4.1.7. При отработке блока в стесненных условиях подземного сооружения длина забойки имеет существенное значение, поскольку она должна обеспечить не только качественное дробление породы, но и способствовать снижению объема и начальной скорости выброса породы в сторону обделки свода сооружения. С учетом этого длину забойки скважин (м) следует определять по формуле:

                                                            (4.1.7)

4.1.8. Качественная проработка подошвы отбиваемого породного слоя обеспечивается путем размещения части скважинного заряда ниже проектной отметки выемки. При этом длину скважины в зоне перебура (м) определяют по формуле:

l_пер = f_m·W_спп;                                                                                             (4.1.8)

4.1.9. Полную длину отбойной скважины (м) определяют по формуле:

;                                                                                     (4.1.9)

4.1.10. Количество НВ, размещаемое в одной скважине (кг), определяют по формуле:

Q_скв = ρ·(L_скв - l_заб);                                                                                   (4.1.10)

4.1.11. Расстояние между соседними скважинами в ряду и между соседними рядами скважин (м) определяют по формулам:

α = т·W_спп                                                                                                 (4.1.11)

в = W_спп                                                                                                     (4.1.12)

4.1.12. Количество отбойных скважин в ряду определяют с последующим округлением до целого числа по формуле:

;                                                                             (4.1.13)

где В - ширина уступа, м.

4.1.13. Если отбиваемый объем породы ограничен по бокам контурными строчками, уточненное значение расстояния между скважинами в ряду определяют по формуле:

;                                                                                                 (4.1.14)

При этом расстояние между контурной строчкой и крайними отбойными скважинами принимают равным а/2.

4.1.14. Если боковые контурные строчки не применяются, то уточненное значение расстояния между скважинами определяют по следующей формуле:

                                                                                              (4.1.15)

При этом крайние отбойные скважины размещают на проектной границе отбиваемого породного слоя.

4.1.15. Для повышения эффективности взрывной отбойки породы, улучшения качества ее дробления и снижения сейсмического воздействия обязательно применяют короткозамедленное взрывание групп (рядов) отбойных скважинных зарядов. Границы диапазона изменения расчетных значений интервала замедления, который может обеспечить реализацию перечисленных условий, определяют по следующим формулам:

- по фактору разделения сейсмических волн от последовательного взрывания групп скважинных зарядов (минимальное значение интервала замедления, мс):

;                                                                    (4.1.16)

- по фактору додрабливания породы в результате соударения последовательно отбрасываемых слоев породы при взрыве очередных групп скважинных зарядов (максимальное значение интервала замедления, мс):

;                                                              (4.1.17)

где γ_п - объемный вес породы, кг/м³.

Для производства взрыва подбирают такие средства инициирования, номинал которых, с учетом фактического разброса по времени срабатывания обеспечивает взрывание групп скважинных зарядов с интервалом замедления, входящим в указанный диапазон изменения.

4.1.16. Для обеспечения компактности развала взорванной породы и улучшения качества ее дробления взрывание скважинных зарядов очередной заходки целесообразно производить на подпорную стенку из ранее взорванной породы. В этом случае минимальную ширину подпорной стенки (на уровне подошвы уступа) определяют по формуле:

;                                                                      (4.1.18)

4.1.17. При отработке уступа с погашением ниже расположенной выработки (рис.3) скважины, расположенные над выработкой, целесообразно бурить с их выходом в выработку. Это позволяет снизить обводненность скважин, произвести при необходимости корректировку направления их бурения.

Рис. 3. Схема расположения скважин при отбойке уступа с погашением выработки

Отличительной особенностью отбойки порода в таких условиях является необходимость использования скважин различной длины, а также применения двухсторонней забойки. В этом случае длину как верхней, так и нижней забойки определяют по формуле (2.3.7), а величину линии наименьшего сопротивления рассчитывают сопротивления рассчитывают следующим образом:

;                                                                                (4.1.19)

где L - максимальная длина скважины, выходящей в погашаемую выработку, м.

4.2. Расчет параметров контурного взрывания

4.2.1 Контурное взрывание представляет собой метод управления действием взрыва с целью обеспечения сохранности законтурного породного массива, повышения устойчивости незакрепленных породных обнажений, образования гладких поверхностей и снижения законтурных переборов.

4.2.2. Метод контурного взрывания реализуется путем; использования технических средств и приемов, обеспечивающих получение заданного эффекта при минимальном уровне дробящего и сейсмического воздействия контурных зарядов на окружающий породный массив. Это достигается за счет равномерного распределения по длине скважины штатных зарядов ВВ пониженной мощности (как правило, аммонит № 6ЖВ) с образованием контурного заряда определенной линейной плотности (кг/м), которую рассчитывают по формуле:

;                                                                                 (4.2.1)

4.2.3. В качестве штатных зарядов могут быть использованы патронированные ВВ диаметром 32÷36 мм. При этом контурный заряд заданной линейной плотности изготавливают путём закрепления патронов на двойной нити детонирующего шнура через одинаковые промежутки, длину (м) которых определяют по формуле:

                                                                                             (4.2.2)

где Q_п - вес одного патрона, кг;

l_п - его длина, м.

4.2.4. В качестве штатных зарядов могут быть также использованы допущенные к постоянному применению в условиях, не опасных по взрыву газа и пыли, специальные гирляндовые заряды промышленного изготовления ЗКВГ-40 и ЗКБГ-60 соответственно диаметром 40 мм и 60 мм и длиной 10 м. В конструктивном отношении они представляют собой заполненный порошкообразным аммонитом № 6ЖВ полиэтиленовый шланг, пережатый через 400÷600 мм металлическими клипсами и снабженный несущим капроновым шнуром. Эти заряды рекомендуется применять в контурных скважинах диаметром более 125 мм.

4.2.5. При отработке уступа в условиях подземного сооружения контурные строчки размещают на проектных границах отбиваемого породного слоя. В зависимости от высоты уступа и структурных особенностей породы контурные строчки могут быть выполнены вертикальными или слабо наклоненными (в пределах 10 - 15° от вертикали). Вертикальные строчки применяются при высоте уступа до 9÷11 м и слаботрещиноватых или монолитных породах, наклонные - при высоте уступа более 11 м и трещиноватых породах.

4.2.6. Существует два метода контурного взрывания: предварительное преобразование и последующее оконтуривание. Для условий отбойки породы с применением скважинных зарядов, когда окружающий породный массив подвергается достаточно мощному взрывному воздействию, рекомендуется применять метод предварительного щелеобразования, при котором контурные строчки взрывают первыми в серии отбойных скважинных зарядов, либо образуют контурную щель необходимой длины с опережением на один-два цикла.

4.2.7. Расстояние (м) между контурными скважинами при предварительном преобразовании определяют по формуле:

;                                                                                (4.2.3)

4.2.8. Расчетный удельный расход ВВ (кг/м³) и дайну забойки (м) контурного заряда определяют по формулам:

;                                                                                        (4.2.4)

;                                                                                          (4.2.5)

4.2.9. Для снижения интенсивности взрывного воздействия отбойных скважин на законтурный породный массив полную длину контурных скважин рекомендуется увеличить по сравнению с длиной приконтурных отбойных, скважин на величину l_з.к.

4.2.10. Для улучшения качества щелеобразования на уровне нижних концов контурных скважин в забой последних следует помещать дополнительный заряд ВВ, вес которого (кг) определяют по формуле

Q_к = 0.4·α_к·ρ_max                                                                                         (4.2.6)

Полученное значение округляют в большую сторону до величины, соответствующей весу необходимого числа стандартных патронов ВВ подходящего диаметра.

4.2.11. Суммарный вес ВВ в одной контурной скважине (кг) определяют по формуле:

Q_скв = ρ_к(l_к - l_з.к.) + Q_к;                                                                              (4.2.7)

4.2.12. Применение метода последующего оконтуривания при уступной отбойке в условиях подземного сооружения сопряжено с целым рядом технологических трудностей - невозможность размещения бурового оборудования на узких бермах, повышенный риск в работе взрывника вблизи обрыва. При этом возрастает выход негабарита, поскольку мощности контурных зарядов не хватает на качественное дробление породы. Кроме того, о кружащий породный массив испытывает значительно большее (в 2÷3 раза) сейсмовзрывное воздействие отбойных скважин, чем при их оконтуривании щелью предварительного откола. Поэтому метод последующего оконтуривания при уступной отбойке в условиях подземного сооружения не может быть рекомендован в качестве эффективного технического мероприятия.

4.3 Технология взрывания скважинных зарядов

4.3.1. Технология взрывания скважинных зарядов предусматривает выполнение следующих операций:

- изготовление промежуточных детонаторов;

- заряжание скважин;

- монтаж взрывной сети;

- контроль качества работ;

- производство взрыва;

- осмотр забоя и ликвидация отказов.

4.3.2. Для надежного взрывания отбойных скважинных зарядов необходимо применить промежуточные детонаторы (ЭД) в виде патронов-боевиков из связки патронированных ВВ, обвязанных детонирующим шнуром (ДО) или специальных шашек (табл. 2, /10/). Как правило, ПД устанавливают в нижней части скважин на уровне подошвы уступа. При длине скважин более 9÷12 м рекомендуется устанавливать второй ПД в верхней части скважинного заряда.

Таблица 2

Характеристики ПД, предназначенных для инициирования скважинных зарядов ВВ

4.3.3. Заряжание отбойных скважин производится патронированным или гранулированным ВВ вручную или гранулированным ВВ с применением пневмозарядчиков. Последний способ позволяет обеспечить более высокую плотность заряжания скважин и соответствующее усиление дробящего действия взрыва. Вместе с тем, одновременно повышается интенсивность сейсмического и воздушно-ударного воздействия, увеличивается начальная скорость разлета кусков породы.

4.3.4. Механизированная зарядка скважин дешевыми гранулированными ВВ с помощью пневмозарядных механизмов позволяет достичь высокой производительности труда и низкой себестоимости буровзрывных работ.

4.3.5. Для условий строительства сооружения в качестве "зарядных механизмов, серийно выпускаемых промышленностью, рекомендуются к применению на подземных работах следующие пневмозарядчики: самоходная зарядная машина ПМЗШ-281 (производительность 60 кг/мин, вместимость бункера 150 кг ВВ, длина транспортирования ВВ - 180 м); самоходная зарядная машина "Ульба 400C" (производительность 100 кг/мин, вместимость бункера 400 кг ВВ, длина транспортирования ВВ - 200 м); самоходная зарядная машина МДЗО - производительность 80 кг/мин, вместимость бункера - 300 кг ВВ и вместимость емкости нерастаренного ВВ - 1000 кг ВВ, длина транспортирования ВВ - 300 м.

4.3.6. Порядок монтажа взрывной сети зависит от вида применяемых средств инициирования и особенностей их распределения в общей схеме взрывания. Для практического использования могут быть рекомендованы следующие схемы распределения средств инициирования:

- использования участковых линий ДШ для обеспечения одновременности взрывания скважинных зарядов в пределах одной группы в сочетании с пиротехническими реле КЗДШ для обеспечения поочередного взрывания соседних групп скважинных зарядов (рис. 4, а);

- использование участковых линий ДШ для обеспечения одновременности взрывания скважинных зарядов в пределах одной группы в сочетании с ЭД короткозамедленного действия для обеспечения поочередного взрывания соседних груш скважинных зарядов (рис. 4, б);

- использование ЭД различных ступеней замедления, размещаемых в каждой скважине в необходимом для обеспечения заданной очередности взрывания порядке (рис. 4, в).

4.3.7. Первая схема инициирования значительно упрощает работу взрывника, позволяет использовать пиротехнические реле КЗДШ, обеспечивающие достаточно широкий диапазон применения интервалов замедления (10, 20, 35, 50, 75, 100 и 125 мс с разбросом от ± 4 мс до ± 7 мс). Надежность срабатывания такой схемы определяется правильным подбором типа ДШ с учетом условий взрывания (табл. 3, /10/) и его качеством. Вместе с тем, такая схема монтажа взрывной сети имеет существенный недостаток: ограниченная область применения (порядная отбойка) при вероятности подбоя ДШ вследствие сгущенной сетки бурения.

Рис. 4. Схемы распределения средств инициирования
1 - скважинный заряд; 2 - ДШ; 3 - КЗДШ; 4 - ЭД

Таблица 3

Характеристика детонирующих шнуров

4.3.8. Вторая схема инициирования может быть реализована при отсутствии пиротехнических реле КЗДЩ В этом случае короткозамедленное взрывание может быть обеспечено применением ЭД соответствующих ступеней замедления (табл. 4 /8, 9/). В этой схеме также не исключается недостаток, присущий первой схеме.

Таблица 4

Краткая характеристика электродетонаторов короткозамедленного действия

4.3.9. Третья схема более сложна в исполнении, однако позволяет обеспечить гарантированное инициирование отбойных скважинных зарядов практически при любой схеме взрывания, что достигается дублированием электродетонаторов. При этом ЭД могут быть размещены как непосредственно в верхних промежуточных детонаторах, имеющих соединение из отрезка ДШ с нижними, так и в материале забойки при их подсоединении к ДШ, идущим на промежуточные детонаторы. Вместе с тем, следует иметь в виду, что эффективность применения такой схемы инициирования может быть снижена в результате фактического разброса времени срабатывания ЭД относительно своего номинала.

4.3.10. Инициирование системы контурных зарядов рекомендуется осуществлять с помощью детонирующего шнура, что обеспечивает одновременность их взрывания и соответствующую высокую эффективность преобразования.

4.3.11. Устья скважин (как отбойных, так и контурных), оставшиеся свободными после размещения в них необходимого количества ВВ, должны быть заполнены забоечным материалом (песком, мелкой породой и т.п.). Качественно выполненная забойка существенно уменьшает интенсивность ударной воздушной волны и значительно повышает эффективность дробления породы.

4.3.12. При заряжании сквозных отбойных скважин (отработка уступа с погашением выработки) как с верхнего, так и с нижнего их конца должна быть обеспечена качественная забойка, а промежуточные детонаторы могут быть установлены либо в средней части заряда (при его длине менее 7-9 м), либо на удалениях от верхней и нижней забойки, равных одной четверти длины заряда (рис. 5).

4.3.13. После производства взрыва и проветривания выработки производится осмотр места взрыва, а при выявлении отказа - его ликвидация предусмотренными в таких случаях методами (повторное взрывание, разборка породы и вымывание или извлечение заряда, взрывание рядом пробуренной скважины).

Рис. 5 Схемы размещения промежуточных детонаторов в сквозных отбойных скважинах

4.4. Расчет электровзрывной сети

4.4.1. При электровзрывании скважинных зарядов возможно применение всех известнее схем соединения сопротивлений в сеть. Выбор конкретной схемы соединения электродетонаторов (ЭД) зависит от их необходимого для обеспечения качественного взрыва количества и однородности характеристик.

4.4.2. При использовании электрических взрывных приборов определяют сопротивление взрывной сети и сравнивают полученный результат с предельным значением сопротивления сети, указанным в паспорте прибора. При использовании силовых и осветительных линий определяют сопротивление взрывной сети, затем рассчитывают величину тока, протекающего через один ЭД, и сравнивают эту величину с гарантийным значением тока для безотказного взрыва (1.0 А постоянного тока при количестве ЭД до 100 шт; 1.3 А постоянного тока и 2.5 А переменного тока при количестве ЭД до 300 штук).

4.4.3. Наиболее практикуемыми являются следующие схемы соединений ЭД в группы /10/:

- последовательное;

- последовательно-параллельное;

- параллельно-пучковое;

- параллельно-последовательное.

4.4.4. При последовательном соединении (рис. 6, а) концы проводов соседних ЭД соединяют последовательно, а крайние провода первого и последнего ЭД присоединяют к магистральным проводам. Достоинства последовательного соединения: через все ЭД протекает ток одинаковой силы; требуется источник тока минимальной мощности; простота и наглядность монтажа сети; простота контроля исправности сети. Недостаток этого соединения - возможность группового отказа при попадании в сеть одного неисправного ЭД.

4.4.5. Общее сопротивление взрывной сети при последовательном соединении ЭД определяют по формуле:

R_общ = R_маг + R_монт + n₁·R_эд, ;                                                                     (4.4.1)

При этом сила тока, протекающего через один ЭД, равна:

                                                                                                    (4.4.2)

где U - напряжение источника тока, В.

4.4.6. При последовательно-параллельном соединении (рис. 6, б) все ЭД разбивают на равные по количеству ЭД группы, внутри которых ЭД соединяют последовательно, а группы между собой - параллельно. Такое соединение применяют тогда, когда нужно взорвать большое число ЭД от источника тока с напряжением, недостаточным для взрывания того же количества ЭД, соединенных последовательно.

4.4.7. Общее сопротивление взрывной сети при последовательно-параллельном соединений ЭД определяют по формуле:

;                                                                  (4.4.3)

где т₁ - количество параллельно соединенных групп ЭД, шт.

При этом сила тока, протекающего через один ЭД, равна:

                                                                                             (4.4.4.)

4.4.8. При параллельно-пучковом соединении (рис. 6, в) концевые провода всех ЭД с помощью дополнительных монтажных проводов соединяют между собой параллельно с образованием одной пары выводов, к которым присоединяют концы магистральных проводов. Такая схема требует большого расхода монтажных проводов и применяется при небольшом количестве ЭД. Кроме того, такая схема соединения обеспечивает преимущество перед последовательной схемой: при обрыве проводов ЭД (или неисправном ЭД) отказ возможен только в одном заряде, а если в патроне-боевике используют два ЭД, то отказ практически исключен. Вместе с тем, эта схема имеет и недостатки: требуется более мощный источник тока, невозможно определить с помощью приборов неисправность сети.

4.4.9. Общее сопротивление взрывной сети при параллельно-пучковом соединении ЭД определяют по формуле:

;                                                                       (4.4.5)

где п₂ - количество параллельно соединенных ЭД, шт.

При этом сила тока, протекающего через один ЭД, равна:

                                                                                             (4.4.6)

4.4.10. При параллельно-последовательном соединении (рис. 6, г) все ЭД разбивают на равные по количеству ЭД группы, внутри которых ЭД соединяют параллельно, а группы между собой - последовательно.

4.4.11. Общее сопротивление взрывной сети при параллельно-последовательном соединении ЭД определяют по формуле:

;                                         (4.4.7)

где R_coeд - сопротивление соединительного провода между соседними группами ЭД, Ом;

т₂ - количество последовательно соединенных групп ЭД, шт.

При этом сила тока, протекающего через один ЭД, равна:

Рис. 6. Принципиальные схемы соединения ЭД

                                                                                              (4.4.8)

4.4.12. Общее сопротивление взрывной сети после ее монтажа проверяют измерительными приборами, при этом расхождение величины сопротивления между полученным расчетным путем и по показаниям прибора не должно превышать 10 %. Продолжительность контакта прибора и проверяемой сети не должна превышать 4с.

4.5. Оценка уровня сейсмического воздействия

4.5.1. Скважинная отбойка является источником сейсмического воздействия как непосредственно на конструктивные элементы временной крепи сооружения и его приконтурную породную зону, так и на соседние горные выработки.

4.5.2. В качестве общепринятого критерия оценки уровня сейсмовоздействия используется скорость колебаний массива (см/с), в зависимости от величины, которой характер поведения массива в окрестности соседней горной выработки может быть различным (табл. 5, /11/).

Таблица 5

Характер разрушений при различных скоростях колебаний массива

4.5.3. Интенсивность сейсмоколебания (величина скорости колебаний) определяется сейсмопроводящими свойствами породного массива. Для характеристики этих свойств используют коэффициент сейсмичности, который рассчитывают по формуле /12÷14/:

;                                                                                (4.5.1)

Если абсолютные значения v и С_р не известны, коэффициент сейсмичности можно определить по упрощенной формуле:

;                                                                          (4.5.2)

где f - коэффициент крепости породы по шкале проф. М.М. Протодьяконова.

4.5.4. Для обеспечения сейсмической безопасности массового взрыва необходимо определить предельно допустимый диаметр отбойных скважин (d_скв) и предельно допустимое число групп скважинных зарядов (N_гр).

4.5.5. Предельно допустимый диаметр отбойных скважин определяют по фактору разупрочнения породного массива за проектным контуром сооружения.

Если при отбойке уступа применяется метод его предварительного оконтуривания (по бокам уступа образуют щель предварительного откола шириной Δ_*, м), то предельно допустимый диаметр отбойных скважин рассчитывают по формуле:

;                                                                   (4.5.3)

где ς = f/30. - коэффициент относительной крепости породы, ед.;

γ_BB - объемная плотность заряжания отбойных скважин, кг/м³;

γ_п - объемный нес порода, кг/м³.

Если же щель предварительного откола не используется, то при указанном предельном диаметре скважины между крайними отбойными скважинами и проектным контуром сооружения должен быть оставлен защитный слой, толщину которого определяют по формуле:

.                                                                                 (4.5.4)

Оставленные защитные целики отрабатываются последующей отбойкой шпуровыми зарядами.

4.5.6. Предельно допустимое число групп скважинных зарядов N_гр определяют по фактору предотвращения разрушений в соседних горных выработках. Для этого, используя данные табл. 6, 7, 8, определяют численное значение допустимой скорости колебаний и рассчитывают следующие параметр:

.                                                                                    (4.5.5)

При этом величину приведенного расстояния ρ определяют по формуле:

;                                                                                        (4.5.6)

где R_min - расстояние от места взрыва до охраняемой выработки, м;

Q_гр - вес ВВ в одной группе одновременно взрываемых скважинных зарядов ВВ, кг.

Путем последовательного увеличения численного значения N_гр добиваются выполнения равенства (4.5.5). Полученное при этом число групп зарядов является сейсмобезопасным. Для упрощения расчетов по формуле. (4.5.5) может быть использован график, представленный на рис. 7.

Таблица 6

Классификация подземных сооружений

Таблица 7

Допустимые значения скорости колебаний для сооружений различных классов

 

Рис. 7. График для определения численного значения функции (   ).

Таблица 8

Значения поправочных коэффициентов при различной надежности прогнозирования

4.5.7. Одним из мероприятий по снижению интенсивности сейсмовоздействия скважинных зарядов на окружающий породный массив является применение предварительного преобразования (щели предварительного откола) по бокам отбиваемого породного слоя. В этом случае значения допустимой скорости колебаний могут быть увеличены в 1.5÷2.5 раза.

4.5.8. Помимо щели предварительного откола для снижения интенсивности сейсмовоздействия скважинкой отбойки может быть использован такой метод как изменение схемы инициирования. Ее составляют таким образом, чтобы на одну ступень взрывания приходится минимальный вес ВВ, обеспечивающий заданную эффективность отбойки, а интервалы замедления между соседними ступенями взрывания должны соответствовать диапазону, ограниченному формулами (4.1.16) и (4.1.17).

Вместе с тем, учитывая, что на больших расстояниях период колебаний массива возрастает, целесообразно произвести корректировку принятого интервала Δt (мс) замедления по условию:

;                                                                                       (4.5.7)

или

.                                                                                        (4.5.8)

4.5.9. Следует также иметь в виду, что основным фактором, определяющим сейсмобезопасные условия производства скважинной отбойки, является использование качественных средств инициирования, характеризующихся безотказной работой при минимальном разбросе времени срабатывания.

4.5.10. Сейсмовоздействие скважинных зарядов ВВ при достижении своего предельного для каждых конкретных условий значения может явиться основной причиной увеличения размеров зон нарушения сплошности приконтурного массива. Это, в свою очередь, приведет к росту статической нагрузки на крепь и соответствующему снижению запаса ее несущей способности, а в ряде случаев может потребовать пересмотра типа применяемой крепи.

4.5.11. Ограничение уровня сейсмовоздействия при отработке параметров размещения и взрывания скважинных зарядов БВ с точки зрения обеспечения устойчивости породных обнажений следует выполнять на основе технологического контроля параметров зоны нарушения сплошности приконтурного массива инструментальными методами (например, реометрическим). Выявленный факт значительного роста размера и проницаемости нарушенной зоны приконтурного массива (более чем на 10÷15 %) является сигналом к уменьшению мощности одноразового взрыва или пересмотру схемы взрывания с целью снижения интенсивности сейсмовоздействия на окружающий породный массив.

4.5.12. Категорически запрещается скважинная отбойка рядами, параллельными продольной оси сооружения, без опережающего (минимум на одну заходку) образования компенсационной траншеи объемом, достаточна для размещения взорванной породы без ее запрессовки. Используемый в отсутствии траншеи щелевой продольный вруб не обеспечивает необходимого компенсационного объема для качественного дробления  размещения породы. Кроме того, резко возрастает интенсивность сейсмовзрывного воздействия на приконтурный породный массив, поскольку в условиях полного зажима отбиваемой породы щель предварительного откола смыкается уже после взрыва врубового или первых отбойных рядов и не выполняет функции защитного экрана.

4.6. Оценка интенсивности ударной воздушной волны

4.6.1. При взрыве скважинных зарядов ВВ образуется ударная воздушная волна (УВВ), которая, перемещаясь по горным выработкам на значительные расстояния, может стать причиной травматизма людей и повреждения различного технологического оборудования и коммуникаций. Кроме того, вылет продуктов детонации из устьев нисходящих скважин служит дополнительным источником сейсмических колебаний свода блока, в результате чего могут произойти вывалы отдельных незакрепленных кусков пород, а также локальные разрушения набрызгбетонной крепи свода блока.

Оценку вероятности механического повреждения набрызгбетона или монолитной бетонной крепи (при условии качественного закрепления приконтурной породной зоны свода) производят следующим образом.

4.6.2. Определяют вес эквивалентного открытого сосредоточенного заряда /15/:

;                                                                         (4.6.1)

где ρ - линейная плотность заряжания отбойных скважин, кг/и;

d_скв - диаметр скважин, м;

N - число одновременно взрываемых скважинных зарядов, ед.;

К_заб - численный коэффициент, учитывающий влияние забойки (табл. 9).

Таблица 9

4.6.3. Определяет величину плотности потока энергии УВВ (кг/м²), распространяющейся по материалу обделки:

;                                                                                          (4.6.2)

где R - кратчайшее расстояние от ряда отбойных скважин до обделки, м.

4.6.4. Определяют минимальную толщину обделки (мм), при которой ее нарушения под воздействием УВВ не происходит:

;                                                                                         (4.6.3)

где А_ρ - удельная работа разрушения материала обделки, кгм/м³.

Численные значения А_ρ в зависимости от прочности бетона на сжатие приведены в табл. 10...

Таблица 10

4.6.5. Полученное по формуле (4.6.3) значение h_min сопоставляют с фактической толщиной h обделки. При h ≤ h_min необходимо принять меры по снижению интенсивности УВВ, например, увеличить длину забойки или уменьшить число одновременно взрываемых скважин.

Следует иметь в виду, что некачественное выполнение бетонных: работ (оставление воздушных полостей за обделкой, сокращение ее фактической толщины по сравнению с проектной) значительно повышает вероятность локального разрушения обделки в местах допущенного брака.

4.6.6. Оценку вероятности травмирования людей и повреждения технологического оборудования при воздействии УВВ, перемещающейся по горным выработкам, производят путем сопоставления предельных: (разрушающих) значений давления на фронте УВВ (табл. 11) и ожидаемых величин давления (кг/cм²), рассчитываемых по следующей формуле /16/:

;                                           (4.6.4)

Таблица 11

Характерные значения разрушающих давлений

Таблица 12

Значения коэффициента, шероховатости поверхности выработки

4.6.7. При короткозамедленном взрывании групп скважинных зарядов возможно усиление образующейся УВВ в результате наложения следующих друг за другом волн. Для оценки вероятности такого наложения необходимо сопоставить используемый интервал замедления и время (мс) действия избыточного давления УВВ, образованной взрывом одной группы зарядов:

;                                                                        (4.6.5)

где Q_гp - общий вес ВВ в группе (на одну ступень замедления), кг.

При t_зам > t₊ расчет по формуле (4.6.4) производят на вес Q = Q_гp. В противном случае (t_зам ≤ t₊) в качестве Q следует принимать суммарный вес ВВ по всем группам.

4.6.8. Как правило, отработка уступа производится в условиях сопряжения сооружения с ранее пройденными или находящимися в проходке горными выработками, пересечения которых являются дополнительными сопротивлениями на пути распространения УВВ, Степень затухания УВВ при прохождении таких сопротивлений зависит от общего количества и вида сопряжений выработок. Величины коэффициентов ослабления УВВ для некоторых наиболее распространенных видов сопряжений приведены в Приложении 4.

4.6.9. Границы опасной зоны по действию УВВ устанавливаются по условию полного исключения вероятности травмирования людей и повреждения технологического оборудования. Предельно допустимым для людей считается избыточное давление 0.1 кг/см². Давление 0.2÷0.4 кг/см² вызывает легкие травмы (ушибы, вывихи), давление 0.4÷0.6 кг/см² - средние травмы (повреждение органов слуха, сильные вывихи конечностей, контузии всего организма), давление 0.6÷1.0 кг/см² - тяжелые травмы. Кроме того, следует, иметь в виду, что захламленность выработок повышает вероятность повреждения коммуникаций и технологического оборудования. Например, установлено, что вода в лужах на почве выработки вовлекается в движение при давлении 0.7-0.9 кг/с², деревянные предметы - при 0.5÷0.8 кг/см², металлические (трос, трубы и т.п.) - при 3÷5 кг/см², мелкие куски породы - при 5 кг/см².

4.6.10. Расчетную оценку опасной зоны по действию УВВ производят следующим образом:

- по плацу расположения горных выработок определяют кратчайшие расстояния от места взрыва до мест размещения оборудования и коммуникаций, повреждение которых может привести к аварии или длительным технологическим простоям; кроме того, определяют соответствующие расстояния от места взрыва до мест расстановки постов охраны опасной зоны;

- при переменных сечениях выработок, по которым перемещается УВВ, и различных видах их крепления определяют усредненные значения коэффициента шероховатости и приведенного диаметра:

;                                                                                          (4.6.6)

;                                                                                           (4.6.7)

- по формуле (4.6.5) определяют время действия УВВ при взрыве зарядов одной группы (на одну ступень замедления с максимальным весом ВВ), при этом в качестве L принимают сумму значений L_i использованных в формулах (4.6.6), а в качестве S_выр принимают сечение выработки, в которой расположена рассматриваемая точка; если выполняется условие t_зaм > t₊, то последующие расчеты выполняются для веса ВВ в одной группе; в противном случае расчеты производят по суммарному весу ВВ во всех группах взрывания;

- по формуле (4.6.4) определяют величину избыточного давления ΔР во фронте УВВ без учета местных сопротивлений;

- по плану расположения горных выработок определяют виды местных сопротивлений (сопряжений выработок) и их количество, а затем, используя данные приложения 4, уточняют расчетное значение избыточного давления;

;                                                                                     (4.6.8)

- зная предельные значения разрушающей нагрузки (табл. 11),по величине ΔР принимают решение об окончательном размещении оборудования и людей на период взрывания, а также делают прогноз о вероятности повреждения отдельных стационарных установок» оборудования и коммуникаций.

4.6.11. Для определения границ опасной зоны при расстановке постов на период заряжания необходимо учитывать следующее:

- при использовании зарядной машины расчет производят на вес ВВ, размещенного в емкости машины, в шланге и в одной (заряжаемой) скважине;

- при размещении в скважине средств инициирования расчет производят на вес ВВ в снаряжаемой скважине;

- при соединении участковых линий электровзрывной сети (в пределах одной группы скважин), расчет производят на вес ВВ группы скважин;

- при подсоединении магистральной линии к взрывному прибору расчет производят на вес ВВ во всех группах скважин.

4.7 Оценка дальности разлета отдельных кусков породы

4.7.1. Основной причиной значительного разброса отдельных кусков порода является поршневое действие продуктов детонации скважинных зарядов /17/. При этом возникает опасность механического повреждения горнопроходческого оборудования, обделки сооружения, различных технологических коммуникаций.

4.7.2. Основными параметрами, существенно влияющими на дальность разброса кусков породы, являются начальная скорость выброса и размеры сооружения. Поскольку движение взорванной породы осуществляется в поле силы тяжести, определяющий размером, является высота пройденной части сооружения,

4.7.3. Начальную скорость выброса отдельных кусков порода рассчитывают по формулам:

- для средней части уступа:

;                                                                             (4.7.1)

- для верхней части уступа:

;                                                                             (4.7.2)

4.7.4. Принимая во внимание высокую степень опасности, которую представляет разброс породы по сооружению, оценит максимальной дальности разброса следует производить без учета сопротивления воздуха.

4.7.5. Максимальная дальность L_max разброса может быть реализована для кусков породы, выброшенных под некоторым углом к горизонту без соударения со сводом сооружения. В этом случае величину L_max рассчитывают по следующим формулам:

- в тыльную часть уступа:

;                                                                           (4.7.3)

- в сторону уже отработанного пространства:

:                                                    (4.7.4)

где Н₁ - высота свода сооружения над уступом, м;

Н_у - высота уступа, м;

g - ускорение силы тяжести, м/с².

4.7.6. Если скважинная отбойка уступа производится на подпорную стенку, то максимальная дальность разброса в тыльную часть определяют по формуле (4.7.3) г а в сторону уже отработанного пространства - по следующей формуле:

.                                                   (4.7.5)

4.7.7. В соответствии с полученную величинами L_max определяют границу опасной зоны и пригашают меры по выводу малин и механизмов или по обеспечению их сохранности без вывода из пределов опасной зоны.

4.8 Расчет параметров проветривания сооружения

4.8.1. Как правило, большепролетные горные выработки (камеры), тем более в случае производства массовых взрывов, должны проветриваться сквозной струей нагнетательным, всасывающим или комбинированным (нагнетательно-всасывающим) способом. Допускается проветривание тупиковых камер сечением до 200 м² и длиной до 200 м нагнетательным или комбинированным способом.

4.8.2. Для проветривания блоков после массовых взрывов обычно поступают следующим образом:

- проводят анализ возможностей организации форсированных (усиленных) режимов подачи воздуха к участку производства массового взрыва за счет перераспределения его между участками, блоками или за счет изменения режима работы главных вентиляторов;

- в технологические перерывы (нерабочие смены) проверяют практически рассмотренные возможности и замеряют количество воздуха Q_ф, м³/с, фактически подаваемого для проветривания массового взрыва;

- определяют время проветривания τ_пр, необходимое для подачи фактического количества воздуха Q_ф.

4.8.3. При условии, когда объем блока (камеры) V_бл, превышает сухарный объем V_∑ выработок на исходящей струе от блока до поверхности, время проветривания (τ_пр, с) рассчитывают по формуле /18/:

;                                                                        (4.8.1)

4.8.4. Если объем камеры меньше суммарного объема выработок на исходящей струе от блока до поверхности, то время проветривания (с) рассчитывается по формуле /18/:

;                                                                           (4.8.2)

4.8.5. Точный расчет времени проветривания τ_пр производится в следующей последовательности:

а) определяют зону отброса газов, м;

;                                                                          (4.8.3)

где: l_ух - средняя длина уходки забоя за взрыв, м;

ρ_п - плотность пород в массиве, кг/м³;

S, S_B - соответственно площадь сечения камеры и взрываемая (лобовая) площадь забоя, м²

б) определяют начальную объемную концентрацию газов (%):

;                                                                                      (4.8.4)

где: в - удельный объем газов (газовость) ВВ в пересчете на условную окись углерода СО, м³/кг; при этом принимается фактическое значение в_ф, если оно известно (определено для конкретного массива горных пород) или величина в = 0.100 м³/кг (значение для неисследованных массивов с вероятностью Р > 0.85);

в) определяют коэффициент использования потока воздуха:

- при продольной подаче воздуха по одной выработке (рис. 8):

;                                                                               (4.8.5)

Рис. 8. Схема к расчету вентиляционных параметров сквозной выработки.

- при продольной подаче воздуха по нескольким выработкам

;                                                                   (4.8.6)

- при боковой подаче воздуха по нескольким выработкам (рис. 9)

;                                                    (4.8.7)

г) определяют время проветривания τ_пр (с):

;                                                                                  (4.8.8)

Рис. 9. Схема к расчету вентиляционных параметров при боковой подаче воздуха.

4.8.6. При проветривании глухой камеры (рис. 10) численное значение коэффициента К, вводящего в (4.8.8), определяют по формуле:

;                                         (4.8.9)

где l - длина проветриваемой части выработки, м;

l _г  - расстояние от конца нагнетательного трубопровода до груди забоя, м;

l_д - дальнобойность струи, м;

l_д = 6.6d_под + 3.9;                                                                                  (4.8.10)

d_под - диаметр трубопровода, подающего воздух, м.

При этом конец нагнетательного трубопровода рекомендуется располагать от забоя на расстоянии, не превышающем дальнобойности струи l_д.

Рис. 10. Схема к расчету вентиляционных параметров при проветривании глухой камеры.

4.8.7. Следует иметь в виду, что при комбинированном (нагнетательно-всасывающем) проветривании тупиковых камер имеют место некоторые особенности расчета, а именно:

- в формулу (4.8.9) вместо длины выработки l следует подставлять расстояние от груди забоя до всасывающего трубопровода l_вс; конец всасывающего трубопровода следует постоянно держать в зоне отброса газов, т.е. l_вс ≤ lз_.о;

- расстояние между началом всасывающего трубопровода и концом нагнетательного во избежание, рециркуляции воздуха должно быть не менее 25 м; при этом производительность по воздуху всасывающего трубопровода должна быть на 30 % больше нагнетательного, т.е. Q_вс = 1,3∙Q_н.

ЗАКЛЮЧЕНИЕ

Данное "Методическое руководство" разработано с учетом наиболее существенных факторов, характеризующих горнотехнические требования к ведению буровзрывных работ. Основные расчетные положения содержат исходные параметры, которые всегда могут быть получены в производственных условиях. Однако следует иметь в виду, что степень надежности результатов расчета в существенной мере определяется уровнем достоверности исходных данных. Поэтому при составлении проекта массового взрыва расчеты целесообразно выполнять с учетом возможного диапазона изменения исходных данных, а окончательное решение следует принимать после обобщения и анализа полученных результатов.

"Методическое руководство" позволяет существенно повысить уровень проектирования и обоснованность принятого инженерного решения, поскольку наряду с определением эффективных параметров размещения, заряжания и взрывания скважинных зарядов представляется возможным осуществить проверку разработанного проекта с точки зрения его гарантированной безопасности.

Для ускорения процесса проектирования целесообразно использовать средства электронно-вычислительной техники инженерного уровня, которые получают все более широкое распространение на горнорудных предприятиях. Средства ЭВТ позволяют существенно увеличить объем рассматриваемых вариантов, произвести более глубокий анализ проектных решений и осуществить выбор наиболее оптимального решения не только с чисто технологической точки зрения, но и с учетом технико-экономических показателей эффективности скважинной отбойки.

ЛИТЕРАТУРА

1. Б.Н. Кутузов. Взрывные работы. М., "Недра", 1968.

2. Временная инструкция по организации и проведению массовых взрывов в подземных условиях.

Утверждена: Минчермет СССР, Минцветмет СССР, Минхимпром СССР, 1970. Согласовано: Госгортехнадзор СССР 20.10.70.

3. Временная инструкция по организации и ведению массовых взрывов скважинных зарядов на открытых горных работах. Утверждена: Минцветмет СССР, Минчермет СССР, Минхимпром СССР, Минсромстроймат СССР, Минмонтажстрой СССР, 1969. Согласовано Госгортехнадзор СССР, 1969.

4. Методические указания по выбору параметров буровзрывного комплекса при проектировании массовых взрывов на подземных работах. М., "Недра", 1973.

5. Шнейдер М.Ф., Бейсебаев A.M. Безопасность проведения массовых взрывов. М., "Недра", 1982.

6. Единые правила безопасности при взрывных работах. М.: "Недра", 1976.

7. Руководство по определению нарушенности пород вокруг выработки реометрическим методом. Апатиты: КФАН СССР, 1971.

8. Поздняков З.Г., Росси Б.Ф. Справочник по промышленным взрывчатым веществам и средствам взрывания. М.: "Недра", 1977.

9. Перечень рекомендуемых промышленных взрывчатых материалов, приборов взрывания и контроля. М.: "Недра", 1987.

10. Справочник взрывника / Б.Н. Кутузов, В.М. Скоробогатов, И.Е. Ерофеев и др.; Под общей ред. Б.Н.Кутузова. М.: "Недра", 1988.

11. Мосинец В.Н. Дробящее и сейсмическое действие взрыва в горных породах. М.: "Недра", 1976.

12. Пергамент В.Х., Медведев С.В., Богацкий В.Ф. Прогноз скоростей сейсмических колебаний при взрывах. - В кн.: Сейсмобезопасное взрывание на горных предприятиях. Магнитогорск, 1975.

13. Богацкий В.Ф., Пергамент В.Х. Сейсмическая безопасность при взрывных работах. М.: "Недра", 1978.

14. Богацкий В.Ф., Фридман А.Г. Охрана инженерных сооружений и окружающей среды от вредного воздействия промышленных взрывов. М.: "Недра", 1982.-.

15. Азаркович А.Е., Щуйфер М.И., Тихомиров А.П. Взрывные работы вблизи охраняемых объектов. М.: "Недра", 1964.

16. Гурин А.А., Малый П.С., Савенко С.К. Ударные воздушные волны в горных выработках. М.: "Недра", 1983.

17. Черниговский А.А. Применение направленного взрыва в горном деле и строительстве. М.: "Недра", 1976.

18. Жигур Л.Ю., Савельев В.Я. Безопасность массовых взрывов на подземных рудниках. М.:  "Недра", 1986 - 149 с.

Приложение 1

Расчетные показатели массового взрыва

Распорядок проведения массового взрыва

1. Доставка ВМ

2. Заряжание скважин

3. Монтаж взрывной сети

4. Проветривание района взрыва

5. Расстановка постов и другие мероприятия

Примечание. К техническому расчету прилагаются:

а) таблицы параметров буровзрывных работ;

б) схема расположения скважин (шпуров) с откорректированными геолого-маркшейдерскими данными, планами и разрезами по блоку;

в) схема взрывной сети;

г) схема вентиляции.

Мероприятия по предотвращению повреждений конструкций крепления
горных выработок, сооружений, камер:

Приложение 2.
Таблица корректировочного расчета
зарядов скважин блока №______________________________________

(число и время взрыва, часы, минуты)

№№ сква- жин	Диаметр скважин, мм	Высоту уступа м	Глубина скважин, м	Перебур м	Высота столба воды, м	Линия сопро- тивления на подошве, м	Расстоя- ние между скважинами, м	Расстоя- ние е между рядами, м	Удель- ный расход кг/м3	Вес заряда в скважине, кг	Длина заряда, м
I	Р : Ф	Р : Ф	Р : Ф	Р : Ф	Р : Ф	Р : Ф	Р : Ф	Р : Ф	Р : Ф	Р : Ф	Р : Ф

Продолжение

 

Приложение 3
Таблица учета расхода ВМ на участке массового взрыва_______________________

(наименование взрыва)

Продолжение

Продолжение

Приложение 4
Зависимость коэффициента ослабления УВВ от вида сопряжения горных выработок

Приложение 5
Пример расчета основных параметров массового взрыва

Начальные условия:

По бокам отбиваемого объема используются вертикальные контурные строчки. Отработка ведется сплошным уступом, без погашения нижней выработки. Расстояние от верха уступа до свода сооружения H₁ = 8 м. Расстояние от проектного контура уступа до бетонной обделки на уровне верхней площадки уступа L₁ = 3 м. Расстояние от проектного контура уступа до соседней выработки 1 класса, расположенной параллельно продольной оси отбиваемого уступа, L₂ = 60 м. В подходной (сквозной) выработке сечением S_выр = 30 м² на расстоянии от камеры, в которой производится массовый взрыв, L = 200 м находится вентилятор местного проветривания. Удаление взрываемого уступа от подходной выработки ΔL = 50 м. Крепление свода камеры и подходной выработки - набрызгбетон толщиной h = 50 мм. Фактически подаваемое количество воздуха в камеру при существующей схеме проветривания составляет Q_ф = 40 м³/с.

Порядок расчета

1. Расчеты целесообразно начинать с определения предельно допустимого диаметра отбойных скважин. Поскольку, согласно начальным условиям, используется метод предварительного оконтуривания отбиваемого уступа (ширина щели Δ_* = 0.010÷0.015 м), диаметр скважин при насыпной плотности ВВ рассчитываем по формуле (4.5.3):

,м.    (1)

Принимаем d_cкв = 0,105 м.

2. По формуле (4.1.1) определяем удельный расход ВВ (кг/м³) на дробление породы с учетом возможных отклонений при забуривании скважин (т.е. задавая Ф_н = 0):

    (2)

Принимаем q_р = 1,5 кг/м³.

3. По формуле (4.1.2) определяем коэффициент сближения скважинных зарядов (ед.):

.                                                                                 (3)

4. По формулам (4.1.3) ÷ (4.1.6) с учетом (4.1.7) определяем величину л.с.п.п. при линейной плотности заряда ρ = 7,5 ÷ 8,0 кг/м:

;                                                           (4)

;                                                   (5)

;                  (6)

;                    (7)

, м.          (8)

Принимаем W_спп = 2,2 м.

5. По формуле (4.1.8) определяем длину скважины в зоне перебура:

l_пep = 0.425∙22 = 0.94, м.                                                                          (9)

Принимаем l_пep = 1.0 м.

6. По формуле (4.1.9) определяем полную длину отбойной скважины:

, м.                                                                    (10)

7. По формуле (4.1.10) определяем количество гранулированного ВВ, размещаемого в одной отбойной скважине:

Q_скв = 7.5 ÷ 8.0(11.4 - 1.49 ÷ 1.54) = 74.0 ÷ 79.3, кг.                             (11)

Принимаем Q_скв = 76 кг.

8. По формулам (4.1.11) и (4.1.12) определяем расстояние "а" между скважинами в ряду и расстояние "в" между рядами

а = 1.06∙22 - 2.33, м;                                                                               (12)

в = 2.2м .                                                                                                  (13)

9. По формуле (4.1.13) определяем количество отбойных скважин в ряду:

.                                                                   (14)

Принимаем N_скв = 6 шт.

10. Поскольку применяется метод оконтуривания уступа, по формуле (4.1.14) определяем уточненное значение расстояния между скважинами в ряду:

, м                                                                                        (15)

При этом расстояние от крайних в ряду отбойных скважин до контурных строчек должно составлять 1,15 м.

11. Для определения числа групп (рядов) скважинных зарядов вначале по формуле (4.5.2) рассчитываем величину коэффициента сейсмичности:

.                                                               (16)

Из табл. 7 следует, что U_доп = 11,7 см/с. С учетом щели предварительного откола эта величина может быть увеличена в 1,5 раза, то есть U_доп = 17.6 см/с. Поскольку Q_гp = 6 × 76 = 456 кг и R_min = 60 м, величина приведенного расстояния составит . С учетом этого по формуле (4.5.5) рассчитываем левую часть равенства при различных значениях N_гp. Результаты приведены ниже:

Отсюда следует, что, в рассматриваемых условиях проект массового взрыва должен предусматривать не более десяти рядов отбойных скважин.

12. По формулам (4.1.16) и (4.1.17) определяем диапазон изменения наиболее рационального интервала замедления:

, мс;                           (17)

, мс;                           (18)

По формуле (4.5.8) уточняем нижний предел интервала замедления:

, мс.                                                                       (19)

Следовательно, рациональный интервал замедлений между соседними рядами отбойных скважин должен находиться в диапазоне 23 ÷ 43 мс. С учетом этого принимаем порядную схему взрывания с использованием ДШ и КЗДШ с номиналом 35 мс.

13. Учитывая стесненность условий производства буровзрывных работ, отбойку породы целесообразно производить на подпорную стенку, минимальную ширину которой определяем по формуле (4.1.18):

, м.                                                         (20)

14. Рассчитываем параметры контурного взрывания. По формуле (4.2.1) определяем линейную плотность контурных зарядов при диаметре скважин 105 мм:

, кг/м.                                                       (21)

15. Поскольку, согласно начальным условиям, для изготовления контурных зарядов используются штатные патроны аммонита № 6ЖБ диаметром 32 м (вес патрона Q_п = 0,2 кг, длина патрона l_п = 0,25 м), по формуле (4.2.2) определяем длину промежутков между соседними патронами при рассредоточении их вдоль отрезка детонирующего шнура:

, м.                                                                      (22)

Принимаем l_пp = 0,03 м.

16. По формуле (4.2.4) определяем расчетный удельный расход BB при контурном взрывании:

, кг/м³.                                                                   (23)

17. По формуле (4.2.5) определяем длину забойки контурных зарядов:

, м.                                                        (24)

18. По формуле (4.2.3) определяем расстояние между контурными скважинами (при длине контурных скважин l_к = 10∙0,105 ÷ 11,4 = 12,5 м):

, м.                                                             (25)

19. По формуле (4.2.6) определяем вес дополнительного заряда ВВ в забое контурной скважины (при ρ_max = 7,5 ÷ 8,0 кг/м):

Q_к = 0.4∙0.65∙(7.5 ÷ 8.0) = 1.95 ÷ 2.08 ,кг.                                              (26)

Принимаем Q_к = 2,0 кг (пять патронов аммонита № 6ЖВ диаметром 32 м).

20. По формуле (4.2.7) определяем суммарный вес ВВ в одной контурной скважине:

Q_скв = 0.7(12.5 - 1.1) + 2.0 = 9.98, кг.                                                     (27)

Принимаем Q_скв = 10 кг (50 штатных патронов аммонита № 6ЖВ диаметром 32 мм).

21. На основании выполненных в предыдущих пунктах расчётов определим основные показатели массового взрыва:

- общее количество отбойных скважин (на 10 рядов):

N_отв = 10∙6 = 60;                                                                                       (28)

- общий расход бурения отбойных скважин (при длине L_скв = 11,4 м):

L_∑отб = 60∙11.4 = 684, п.м. ;                                                                     (29)

- общий расход гранулированного ВВ на отбойку породы:

Q_∑ = 60∙76 = 4560, кг;                                                                             (30)

- общий расход патронов-боевиков (шашки Т-400Г) на отбойку:

Q_п-δ = 60∙0.4 = 24.0, кг;                                                                            (31)

- длина уходки забоя за взрыв:

L_yx = 10∙2.2 = 22,0, м;                                                                              (32)

- общее количество контурных скважин в двух боковых строчках:

;                                                                                   (33)

- общий расход бурения контурных скважин (при длине L_к = 12,5 м):

L_∑к = 68∙12.5 = 850, п.м. ;                                                                       (34)

- общий расход патронировавшего аммонита № 6ЖВ в контурных зарядах:

Q_∑к = 68∙10 = 680, кг.                                                                              (35)

22. Для оценки вероятности повреждения бетонной обделки свода сооружения по формуле (4.6.1) определяем вес эквивалентного открытого заряда ВВ (как критический случай - в предположении воздушной забойки):

Q_э = 12∙7.5 ÷ 8.0∙0.105∙60∙0.12² = 82 ÷ 8.7, кг.                                      (36)

Принимаем Q_э = 9 кг.

23. По формуле (4.6.2) определяем плотность потока энергии при минимальном расстоянии от отбойных скважин до обделки 3 м:

, кгм/м².                                                                    (37)

24. По формуле (4.6.3) определяем минимальную толщину бетонной обделки (при σ_сж = 200 кг/см²):

, м.                                                                        (38)

Это значение меньше указанного в начальных условиях h = 50 мм.

25. По формуле (4.6.5) определяем время действия избыточного давления на вентилятор местного проветривания (ВМП) при взрыве одной группы скважинных зарядов:

, мс.                                                    (39)

Поскольку t₊ > t_зам, в качестве расчетного принимаем суммарный вес ВВ во всех отбойных скважинах (Q_∑ = 4560 кг).

26. По формуле (4.6.7) определяем усредненное значение приведенного диаметра выработок (камера и подходная):

- для камеры:.

, м;                                                                           (40)

- для подходной:

, м;                                                                              (41)

- усредненное значение:

, м.                                                              (42)

Поскольку в обоих выработках применен набрызгбетон, принимаем β = 0,025 (согласно табл. 12, величина постоянная).

27. По формуле (4.6.4) определяем величину избыточного давления при подходе УВВ к ВМП:

, кг/м²          (43)

С учетом схемы № 4 (см. Приложение 4) при ε = 30/300 = 0,1 находим Ω = 0,73; тогда по формуле (4.6.8) величина избыточного давления на ВМП определится равной Р = 7,4 кг/см², что значительно выше предельно допустимой величины 0,4÷0,6 кг/см², (табл. 11). Следовательно, должны быть предусмотрены защитные мероприятия по предотвращению повреждения ВМП.

28. Для оценки параметров разлета отдельных кусков породы вначале определим начальную скорость выброса по формулам (4.7.1) и (4.7.2):

- для средней части уступа:

, м/с;                                       (44)

- для верхней части уступа:

, м/с           (45)

29. Максимальную дальность разброса породы в тыльную часть уступа определяем по формуле (4.7.3):

, м                                                             (46)

Максимальную дальность разброса породы в сторону уже отработанного пространства (с учетом подпорной стенки) определяем по формуле (4.7.5):

, м.                                       (47)

В соответствии с этими значениями должны быть приняты меры по отгону оборудования или обеспечению его безопасности.

30. Для определения параметров проветривания камеры по формуле (4.8.3) рассчитываем зону отброса газов:

, м.                                        (48)

31. По формуле (4.8.4) определяем начальную концентрацию газов:

, %.                                                      (49)

32. По формуле (4.8.5) с учетом (40) и (41) определяем коэффициент использования потока воздуха:

.                                                               (50)

33. По формуле (4.8.8) определяем время проветривания при Q_ф = 40 м³/с и С_доп = 0,008 %:

, с.                                                                      (51)

Разделив это значение на 3600, получаем τ_пр = 1,3 час.