Для чего необходимо знать эталонный удельный расход вв
Тема: Взрываемость горных пород. Методы взрывных работ. Вторичное дробление. Параметры взрывных скважин. Механизация заряжения скважин.
Степень дробления породы взрывом зависит, прежде всего, от ее сопротивления действию взрыва, что характеризуется удельным расходом взрывчатого вещества (ВВ), g (кг/м 3 ), для достижения заданного эффекта дробления.
Аналитический расчет удельного расхода ВВ невозможен, т.к. математическое описание анизатропных физико-технических характеристик породы и технологических условий взрывания, влияющих на сопротивление породы взрыву, крайне сложно. Вместе с тем, многочисленные наблюдения, их анализ и производственный опыт дают возможность относительной оценки сопротивления пород взрыванию.
Отправным для относительного расчета удельного расхода ВВ являются следующие условия:
1. Энергия ВВ (а, следовательно, и его расход) при дроблении породы в массиве затрачивается на создание новых поверхностей с преодолением пределов прочности породы при сжатии σсж., сдвиге σсдв., и растяжении σраст.. Эти пределы устанавливаются механическими испытаниями образцов пород. Доля участия сжимающих, сдвигающих и растягивающих напряжений в дроблении при различных видах и условиях взрывания неодинаковы. Для относительной оценки взрываемости пород допустимо принять их участие одинаковым. При этом функция удельного расхода ВВ имеет вид:
.
2. Расход энергии ВВ на дробление породы пропорционален площади вновь создаваемых взрывом поверхностей. В свою очередь, они пропорциональны степени дробления n, т.е. отношение средних линейных размеров отдельности (куска) в массиве lср. и куска взорванной породы dср.. При этом функция удельного расхода ВВ имеет вид:
.
3. Энергия ВВ затрачивается также на преодоление силы тяжести и придание кускам взорванной породы кинетической энергии. Эти затраты пропорциональны плотности породы ν. При этом функция удельного расхода ВВ имеет вид:
.
где k1 и k2 – эмпирические коэффициенты;
ν – плотность породы.
I класс – легковзрываемые (gэ≤10 г/м 3 ), категории 1 – 5;
II класс – средней взрываемости (gэ=20,1÷40 г/м 3 ), категории 6 – 10;
III класс – трудновзрываемые (gэ=40,1÷60 г/м 3 ), категории 11 – 15;
IV класс – весьма трудновзрываемые (gэ=60,1÷80 г/м 3 ), категории 16 – 20;
V класс –исключительно трудновзрываемые (gэ≥80 г/м 3 ), категории 21 – 25;
Показатель эталонного удельного расхода ВВ базируется на объективных характеристиках породы (ν, σсж., σсдв., σраст.), подлежащих экспериментальному определению. Эталонный удельный расход ВВ используется не только для классификации горных пород по степени трудности их дробления взрывом. Он является также основой для предварительного выбора технологии взрывания и расчета проектного удельного расхода ВВ.
Методы взрывных работ.
1. Метод скважинных зарядов. Для разрушения массива применяют вертикальные и наклонные скважины ø 100÷400 мм расширяемые на железнорудных карьерах огневым способом до 600 мм. Это основной метод взрывных работ.
2. Метод шпуровых зарядов. Для взрывания применяют вертикальные, наклонные или горизонтальные шпуры ø до 75 мм и глубиной до 5 м. Этод метод применяется на карьерах для вспомогательных работ.
3. Метод котловых шпуровых и котловых скважинных зарядов. Шпуры и скважины предварительно простреливаются небольшими зарядами для создания емкости в скважине с целью увеличения их для размещения большего количества ВВ в скважине.
4. Метод камерных зарядов. Сосредоточенные заряды большой массы, от нескольких до 1000 тонн, размещаются в камерах. Метод применяют, в основном, для взрывания на выброс и сброс при строительстве плотин, дамб, каналов.
5. Метод малокамерных зарядов (рукавов). Заряды размещаются в горизонтальных углублениях сечением 30х30 см и глубиной до 3 м для взрывания небольших уступов. Метод применяется редко при отсутствии бурового оборудования.
6. Метод наружных (накладных) зарядов. Заряды укладываются на разрушаемые объекты (негабариты, козырьки уступов и т.п.).
Вторичное дробление.
Из-за недостаточного учета свойств взрываемого массива при расчете параметров БВР или низкого качества взрывания во взорванной горной массе образуются крупные куски пароды, которые затрудняют работу вспомогательного грузочного оборудования, снижают производительность, приводят к авариям. Их называют производственными негабаритами. Негабариты раскладываются по рабочей площадке и подвергаются вторичному дроблению.
Способы вторичного дробления.
1. Механический способ – гидравлический бутобой.
3. Электрофизический способ.
1. Гидравлические бутобои оборудуются на базе гидравлических экскаваторов малых моделей, эффективно используются для разрушения негабаритов в полускальных осадочных пародах.
2. При взрывном способе заряд ВВ: помещают в шпуре ø 32 – 36 мм с забойкой из песка или воды; или на поверхности куска (накладной заряд ВВ с удельным расходом 2,5 – 3 кг/м 3 располагают слоем 3 – 5 см и присыпают песком); в другом случае заряд с удельным расходом 0,3 – 0,6 кг/м 3 помещают в полиэтиленовый мешок с водой; и, наконец, используют специальный кумулятивный заряд ЗКП и ЗКН с массой 0,1 – 4 кг. Благодаря практической несжимаемости жидкости использование воды в качестве забойки позволяет уменьшить разлет кусков при взрывании.
3. При электрофизическом способе предусматривается нагрев отдельного участка негабарита электрической дугой или токами высокой частоты. Вследствие увеличения объема нагреваемой зоны негабарит разрушается от механических напряжений.
Параметры взрывных скважин.
К основным параметрам скважин относятся: глубина, ø и угол наклона скважины. От этих параметров, а также типа и плотности ВВ, размеров сетки скважин на уступе и порядка взрывания зависит масса заряда, вместимость 1 n/м скважины, выход взорванной горной массы с 1 n/м скважины и конструкция заряда.
Глубина скважины Lс (м) определяется высотой взрываемого уступа Hу, углом наклона скважины к горизонту β и величиной перебура скважины Lп ниже отметки подошвы уступа.
По величине β различают горизонтальные, наклонные и вертикальные скважины.
Горизонтальные скважины используются очень редко.
Наклонные скважины бурят по углу от 60 до 75°. При взрывании наклонных скважин, когда β=α, где α – угол откоса уступа, β – угол наклона скважины, сопротивление породы взрыванию постоянно по всей высоте уступа отрыв обычно происходит по линии скважин, улучшается степень дробления, хорошо прорабатывается подошва уступа, расход ВВ может быть снижен на 5 – 7%.
Перебур скважины необходим для качественной проработки пород в подошве уступа и составляет Lп=(10÷15)dс, где d – диаметр скважины. Перебур скважины не допускают если нижележащий уступ – полезное ископаемое (во избежание разбрасывания). Диаметр скважины должен обеспечить размещение требуемого заряда ВВ для разрушения заданного объемам породы при установленной его длине LВВ.
При расчете диаметра скважины необходимо учитывать расстояние от центра заряда до открытой поверхности, т.е. ЛНС – линию начального сопротивления. От диаметра скважины зависит ее вместимость кг/м.
Механизация заряжания скважин.
Машины для заряжания скважин является одним из основных средств, обеспечивающих комплексную механизацию работ по загрузке, доставке, дозировке и заряжанию ВВ.
Взрываемость горных пород. Определение удельного расхода ВВ
Степень дробления породы взрывом зависит прежде всего от ее сопротивления действию взрыва, что характеризуется удельным расходом В В q (г/м 3 ), необходимым для достижения заданного эффекта дробления.
Для сопоставимости результатов взрывов и исключения
влияния дополнительных факторов на показатель трудности
При эталонных условиях взрывания решающее значение имеет сопротивление пород растяжению араст из-за наличия у куба шести открытых поверхностей. Однако для относительной оценки взрываемости пород, в соответствии с общими положениями метода, целесообразно использовать в качестве критерия сумму показателей прочности породы ССж, Ссдв и Сраст.
В соответствии с изложенным все горные породы по трудности дробления взрывом (по величине эталонного удельного расхода ВВ) могут быть разделены на пять классов и 25 категорий:
I класс — легковзрываемые породы; 3 ; категории
1, 2, 3, 4, 5;
II класс — породы, средней трудности взрывания; 3 ; категории 6, 7, 8, 9, 10;
III класс — трудновзрываемые породы; q3 = 40,1-60; кате
гории 11, 12, 13, 14, 15;
IV класс — весьма трудновзрываемые породы; 3 ; категории 16, 17, 18, 19, 20;
V класс — исключительно трудновзрываемые породы; qa >=80,1 г/м 3 ; категории 21, 22, 23, 24, 25.
Показатель эталонного удельного расхода ВВ базируется на объективных характеристиках породы (у, асш, сг0дв, ffpaCT), подлежащих экспериментальному определению. Они могут быть получены для вновь проектируемых предприятий по данным геологической разведки (см. табл. 5.2), а на действующих карьерах путем испытаний конкретных пород.
Эталонный удельный расход ВВ используется не только для классификации горных пород по степени трудности их дробления взрывом. Он является также основой для предварительного выбора технологии взрывания и расчета проектного расхода ВВ.
УДЕЛЬНЫЙ РАСХОД ВЗРЫВЧАТЫХ ВЕЩЕСТВ
При дроблении негабарита накладными зарядами, многорядном расположении скважин также фактически имеет место односторонняя схема воздействия на массив вследствие больших масс разрушаемых пород, из-за чего при скоростях воздействия взрыва заряда на массив 4—5 км/с (воздействие ударных волн в ближней
зоне) или 1—1,5 км/с (воздействие газов взрыва) будет иметь значение инерционность куска или массива, а не состояние его открытой поверхности по направлению действия взрыва. При порядном встречном взрывании в траншеях и на уступах имеет место соударение и механическое додрабливание разлетающихся кусков. Но и в этом случае имеет место одностороннее взаимодействие.
При механическом дроблении имеют дело, как правило, с отдельными кусками, при взрывном — с массивом пород значительных размеров. Трещины и неоднородности при механическом дроблении облегчают разделение крупных кусков и уменьшают распространение энергии, уменьшают возможности дробления, и в некоторых случаях для достижения требуемого дробления требуется увеличение удельного расхода ВВ.
Чем меньше диаметр заряда, тем меньше сопротивление по подошве, тем меньше вероятность экранирования распространения энергии взрыва трещинами.
При увеличении удельного расхода ВВ сначала происходит интенсивное увеличение степени дробления массива (рис. 10.6), а затем наступает так называемое состояние насыщения энергией взрыва массива, когда он не может поглотить большего количества энергии и она расходуется бесполезно на увеличенный разброс породы. Дальнейшее увеличение интенсивности дробления при этом замедляется, а кривая идет примерно параллельно оси абсцисс. Выполаживание кривой происходит также в результате влияние зоны практически нерегулируемого дробления, размеры которой с некоторого значения а не изменяются.
При малом диаметре заряда (d1 250 мм) кривая проходит выше, и практически при любом расходе ВВ в этом случае не удается обеспечить нуле-
Рис. 10.7. График изменения выхода крупных негабаритных фракций Vн в зависимости от удельного расхода ВВ для пород I—V категорий трещиноватости
вой выход негабарита, так как будут существовать предельно минимальные значения выхода негабарита Vн1,Vн2 из зоны практически нерегулируемого дробления. В левой части графика кривые будут пересекать ось ординат в точке, которая характеризует содержание негабаритных отдельностей в массиве пород до взрыва. В зависимости от категории трещиноватости пород и абсолютного допустимого размера куска на предприятии эта величина может меняться от 100% объема взрываемого массива до нуля. Выбор рационального расхода ВВ — это технико-экономическая задача, решаемая на основе подсчета конечной себестоимости добычи полезного ископаемого по всем процессам. Однако в большинстве случаев следует стремиться при взрыве к обеспечению выхода негабарита, близкого к нулю.
При инженерных расчетах, которые дают точность определения удельного расхода ВВ и выхода негабарита в пределах 10— 15 %, целесообразно полученные на графиках кривые заменить прямыми (как показано на рис. 10.6). Это существенно упрощает выполнение всех вычислений. При этом по оси ординат надо отложить выход негабарита (прямые 1и 2) из зон практически нерегулируемого дробления для диаметров зарядов и d1и d2(см. рис. 10.6).
Влияние расчетного удельного расхода ВВ на выход крупных фракций породы для данного диаметра заряда и разных категорий пород по взрываемости показано на рис. 10.7, где на оси ординат отложен процент крупных некондиционных отдельностей (dн>700 мм), содержащихся в массиве до взрыва. При изменении допустимого размера куска содержание этой фракции в массиве изменяется, изменится их положение на графике, а также выход крупных фракций из зоны практически нерегулируемого дробления. Следовательно, изменятся и значения рациональных удельных расходов ВВ, но методический принцип подхода к выборурасхода ВВ, обеспечивающего предельно минимальный выход негабарита, сохраняется. При увеличении размеров кондиционного куска все прямые смещаются вниз, т. е. уменьшается рациональный удельный расход ВВ| Для определения предельных значений удельных расходов ВВ необходимо, если известно содержание крупной фракции в массиве (точка прямой на оси ординат), провести один или лучше два-три опытных взрыва с разными произвольно выбранными, но различными удельными расходами ВВ,
отложить полученный выход крупных фракций на графике и соединить точку на оси ординат с полученной точкой или точками на графике прямой, продолжив ее до пересечения с прямой, отсекающей предельно минимальный выход негабарита. Эта точка пересечения даст значение предельного расхода ВВ, дальнейшее увеличение которого нецелесообразно, так как в этой зоне кривая выхода крупных фракций с изменением удельного расхода ВВ выполаживается. Определенный таким образом расчетный удельный расход ВВ часто нельзя применить на практике из-за того, что он дает чрезмерную ширину развала и неприемлем по технологии ведения горных работу
В МГИ разработана практическая методика определения взрываемости массивов горных пород с целью выбора расчетных удельных расходов ВВ для скважин диаметром 243 мм с учетом трещиноватости массива и прочностных свойств отдельностей, слагающих массив. Методика основана на фундаментальных работах акад. В.В. Ржевского по оценке результатов взрыва породы в отдельности и в массиве.
Взрываемые массива должны быть представлены однородными по трещиноватости и крепости породами.
Взрываемость массива доценивалась величиной расчетного расхода эталонного ВВ q(граммонит 79/21), при котором выход в развале кусков более 500 мм равен нулю.
Если определить взрываемость одной и той же породы на отдельности (q*) и в массиве (q)при определенных вышеуказанных стандартных условиях и привести расчетным путем результаты к одному размеру куска + 500 мм и типу ВВ, то можно оценить, насколько надо изменить удельный расход ВВ на массовом взрыве при использовании скважинных зарядов по сравнению с взрывом отдельности шпуровым зарядом, расположенным в ее центре.
Используя поправку на размер куска (d/dк) 2/5 итывая влияние плотности пород на величину удельного расхода ВВ (формирование развала), получаем расчетный расход ВВ при переходе к эталонному куску (500 мм) при взрывании монолитных пород:
Q +500 =0.65 4 √f(0.1/0.5) 2/5 *р/2,6,
где р = 2 : 3 т/м 8 — плотность пород.
Зависимость относительного расхода ВВ от блочности пород (при диаметре долот 243 мм) аппроксимируется формулой
где d0— средний размер отдельности в массиве, м (индекс корреляции 0,9).
Проведенные исследования в породах различной крепости и всех категорий трещиноватости на семи карьерах цветной и черной металлургии доказали общность найденной зависимости.
Подставив вместо q*значение q +500 получим
Переход от диаметра долот 243 мм к другим по удельным расходам ВВ осуществляется по формуле, предложенной МГИ
где d3— диаметр заряда (по долоту), мм.
Поправка на необходимый размер куска равна (0,5/dк) 2,5
dк — необходимый кондиционный размер куска, м.
Переход к другому типу ВВ производится с помощью коэффициента квв учитывающего теплоту взрыва эталонного и применяемого ВВ:
где Qэ и QФ— теплота взрыва соответственно эталонного и применяемого ВВ.Таким образом, формула для определения расчетного расхода ВВ (взрываемость массива) для обеспечения требуемого дробления по выходу крупных кусков в развале взрываемой массы окончательно приобретает вид
Для современных карьеров характерна тенденция увеличения расходов ВВ с 0,4—0,5 до 0,7—0,9 кг/м 3 и более, так как это в конечном счете позволяет путем улучшения дробления повысить технико-экономические показатели работы погрузочно-транспортного оборудования и карьера в целом. С увеличением глубины карьеров, как показывают наблюдения, блочность пород увеличивается, что требует для качественного их дробления увеличенных расходов ВВ в сочетании с применением наклонных скважин уменьшенного диаметра (150 мм) в сочетании с контурным взрыванием.
Работами последних 10 лет, выполненных на железнорудных карьерах КМА (Михайловский ГОК) и Кривого Рога А. И. Потаповым, Ю.С. Мецем и другими, показано, что при интенсивном взрывном воздействии на массив железистых кварцитов с удельными расходами ВВ 1,7—2,5 кг/м 8 в кусках, полученных после
взрыва, размерами до 50 мм возникает система микротрещин и их прочность снижается в 1,5—2,0 раза, а средний диаметр куска при массовых взрывах с такими высокими удельными расходами ВВ уменьшается с 0,3 до 0,15 м. За счет указанных факторов в переработку на обогатительную фабрику поступает существенно более мелкая горная масса с более низкой прочностью кусков. В результате в 1,3—1,5 раза снижаются энергозатраты на дробление и измельчение железистых кварцитов, улучшается выход железа в концентрат за счет лучшего раскрытия минеральных зерен магнетита. Такие эффекты при высоких удельных расходах ВВ могут быть получены и на карьерах, разрабатывающих другие типы минерального сырья, т. е. изменяя интенсивность взрывного воздействия на массив, можно получать направленное изменение свойств сырья с целью реализации энергосберегающих технологий и максимальной эффективности его переработки.
При этом важным, кроме увеличения расходов ВВ, является нахождение направлений взрывного воздействия на массив, по которым он разрушается с меньшими энергетическими затратами. Это говорит о том, что расходы ВВ при подготовке скальных пород к выемке будут увеличиваться. Однако при разработке месторождений, где необходимо обеспечить возможно полную сохранность добываемых ценных и драгоценных кристаллов кварца, изумрудов, алмазов и т. д., наоборот, воздействие взрыва на массив должно быть максимально уменьшенным с применением низкобризантных ВВ и методов щадящего взрывания.
Расчет заряда ВВ ( формула Борескова, формула расчета удельного расхода)
Заряды выброса рассчитывают по формуле М.М. Борескова, которая является основной при расчете сосредоточенных зарядов выброса при величине W до 25 м.
В этой формуле за основу берут заряд нормального выброса, который умножают на функцию показателя действия взрыва f(n), определяемой по формуле
Следовательно, формулу Борескова можно записать в виде
При величине W более 25 м эта формула дает заниженную массу заряда выброса. Поэтому для расчета зарядов выброса с л. н. с более 25 м М.А. Садовский, Г.И. Покровский и трест Союзвзрывпром предложили поправочный коэффициент , с учетом которого формула Борескова принимает следующий вид:
Для расчета одиночного удлиненного заряда рыхления можно пользоваться формулой
и для группы сближенных удлиненных зарядов – формулой
Удельный заряд ВВ на 1 м 3 обуренного целика рассчитывают с учетом физико-механических свойств породы, площади поперечного сечения выработки и наличия плоскостей обнажения:
где qн — нормальный удельный расход ВВ, принимаемый в зависимости от крепости породы, qн = 0.1∙f (, где f — коэффициент крепости породы по шкале проф. М. М. Протодьяконова;
(f1 — коэффициент структуры породы, учитывающий влияние направления трещиноватости пород относительно оси выработки. Значения (f1 принимают в зависимости от свойств и структуры пород, их залегания и трещиноватости (табл. 5.10);
Коэффициент структуры для разных породы
Характеристика пород | Значения f1 |
Вязкие, упругие, пористые | |
Дислоцированные, с неправильным или параллельным оси выработки залеганием и мелкой трещиноватостью | 1,4 |
Со слоевым залеганием и меняющейся крепостью, с напластованием, перпендикулярным к направлению шпуров | 1,3 |
Массивные хрупкие, плотные | 1,1 |
Удельный расход ВВ в большинстве случаев является основным показателем при определении общего количества ВВ, необходимого для рыхления (отбойки) заданного объема горной массы. Величина удельного расхода В В зависит от крепости горных
пород и их состояния в момент взрывания (обводненность, трещиноватость и т. д.), от метода заложения заряда ВВ в горный массив (шпур, скважина, камера), от способа взрывания и от цели ведения взрывных работ (обычное рыхление-отбойка, рыхление и выброс горной массы на определенное расстояние и т. д.).
Итак, удельный расход зависит, прежде всего, от типа ВВ и его взрывных характеристик а также от крепости пород (табл. 5.13).
Наименование ВВ | Фугасность ВВ, см3 | Переводной коэффициент по | Теплота взрыва, ккал/кг | Плотность ВВ в патроне, г/см 3 |
по теплоте взрыва фугасное™ (К) теплоте взрыва | ||||
Аммонит 6ЖВ | 360-380 | 0,74 | 0,78 | 1,0-1,2 |
Аммонит АП-5ЖВ | 320-330 | 0,85 | 0,90 | 1,0-1,15 |
Аммонит ПЖВ-20 | 265-280 | 1,00 | 1,00 | 1,05-1,2 |
Аммонит Т-19 | 270-280 | 1,00 | 0,99 | 1,05-1,20 |
УгленитЭ-6 | 130-170 | 1,83 | 1,30 | 1,10-1,25 |
Угленит № 5 | 50-90 | 3,50 | 3,45 | 1,10-1,35 |
Таблица 5.13 Рекомендации по типам ВВ в зависимости от прочностных свойств горных пород
Временное сопротивление пород одноосному сжатию, МПа | Полная удельная работа взрыва, МДж/кг | Тип ВВ |
10-30 | До 2,5 | Углениты 13П и Э-6 |
30-60 | 2,5-2,7 | Аммониты ПЖВ-20 и Т-19 |
60-90 | 2,9-3,7 | Аммониты АП-5ЖВ и 6-ЖВ |
90 и более | 3,8 и более | Аммонал водоустойчивый, аммонит скальный № 1, детонит М |
Коэффициент крепости | Величина удельного расхода ВВ (кг/м 3 ) от сечения выработки S вчерне. | |||||
f | 1,5-1,9 | 2,0-2,9 | 3,0-5,5 | 6-8 | 8,5-13 | 13,5-20 |
1-2 | 3,0-2,6 | 2,5-2,0 | 1,9-1,6 | 1,55-1,45 | 1,4-1,15 | 1,1-0,85 |
3-4 | 3,3-3,0 | 2,8-2,2 | 2,1-1,8 | 1,7-1,65 | 1,6-1,35 | 1,3-1,05 |
5-6 | 3,6-3,3 | 3,1-2,5 | 2,4-2,1 | 2,0-1,9 | 1,8-1,55 | 1,5-1,25 |
7-8 | 3,9-3,6 | 3,3-2,8 | 2,7-2,3 | 2,2-2,1 | 2,0-1,75 | 1,7-1,45 |
9-10 | 4,3-3,9 | 3,8-3,1 | 3,0-2,6 | 2,3-2,4 | 2,3-2,0 | 1,9-1,6 |
11-12 | 4,7-3,4 | 4,2-3,5 | 3,4-3,0 | 2,9-2,8 | 2,7-2,4 | 2,3-2,0 |
13-15 | 5,1-4,7 | 4,6-3,9 | 3,8-3,4 | 3,3-3,2 | 3,1-2,8 | 2,7-2,4 |
16-18 | 5,5-5,1 | 5,0-4,3 | 4,2-3,8 | 3,7-3,6 | 3,5-2,2 | 3,1-2,8 |
К — коэффициент, учитывающий изменение расхода ВВ в зависимости от работоспособности ВВ (табл. 5.12);
Rд — коэффициент, учитывающий изменение расхода ВВ в зависимости от диаметра патронов или зарядов ВВ.
При диаметрах патронов 36,40 и 45 мм коэффициент Кд соответственно равен 1,0,0,96 и 0,88 [17].
Значение коэффициента Ке в зависимости от глубины шпуров при сечениях выработок вчерне от 5 до 18 м 2
Коэффициент крепости пород f | Значение коэффициента Re при глубине шпуров (м) | |||
2.0-2.3 | 2.4-2.7 | 2.8-3.1 | 3.2-3.5 | |
1.5-2.0 | 1.05 | 1.10-1.05 | 1.15- 1.10- 1.05 | 1.20-1.15-1.10 |
3-4 | 1.10-1.05 | 1.15- 1.10- 1.05 | 1.20-1.15-1.10 | 1.25-1.10-1.15 |
5-6 | 1.15- 1.10- 1.05 | 1.20-1.15-1.10 | 1.25-1.10-1.15 | 1.30-1.25-1.20 |
7-8 | 1.20-1.15-1.10 | 1.25-1.10-1.15 | 1.30-1.25-1.20 | 1.35-1.30-1.25 |
9-11 | 1.25-1.10-1.15 | 1.30-1.25-1.20 | 1.35-1.30-1.25 | 1.40-1.35-1.30 |
12-16 | 1.40-1.25-1.20 | 1.35-1.30-1.25 | 1.40-1.35-1.30 | 1.45-1.40-1.35 |
Приближенные значения удельного расхода ВВ для проходки подготовительных выработок в зависимости от крепости пород, работоспособности применяемого ВВ и площади забоя выработки вчерне приведены в справочной литературе [4, 5, 17, 23]. На практике, особенно при взрывании по углю, расчетным значением удельного расхода ВВ пользуются редко, поскольку положительных результатов проходки выработок обычно добиваются путем подбора количества патронов ВВ в шпурах при разной их длине.
В отдельных случаях расчет удельного расхода В В не производится также по той причине, что это невозможно или нецелесообразно. Например, в сланцевых шахтах рабочие пласты представляют собой «слоеный пирог», состоящий из разной мощности пластов (пропластков) сланца и очень крепких вмещающих пород (известняк, песчаник и др.), поэтому расход ВВ решается опытными взрывами с учетом конкретных условий.
При наличии двух свободных плоскостей, что имеет место при подрывке породы, удельный расход ВВ рекомендуется принимать с учетом данных табл. 5.16.
Удельный расход ВВ при двух свободных ( обнаженных) поверхностях в зависимости от крепости угля и фугасности ВВ