[go: up one dir, main page]

RU2017960C1 - Method for rock breaking by blasting - Google Patents

Method for rock breaking by blasting Download PDF

Info

Publication number
RU2017960C1
RU2017960C1 SU4939725A RU2017960C1 RU 2017960 C1 RU2017960 C1 RU 2017960C1 SU 4939725 A SU4939725 A SU 4939725A RU 2017960 C1 RU2017960 C1 RU 2017960C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
wells
blasting
charges
explosive
ledge
Prior art date
Application number
Other languages
Russian (ru)
Inventor
Э.Э. Папенфот
И.М. Шайхутдинов
Н.И. Остроухова
Original Assignee
Акционерное общество открытого типа - Киембаевский асбестовый горно-обогатительный комбинат "Оренбургасбест"
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Акционерное общество открытого типа - Киембаевский асбестовый горно-обогатительный комбинат "Оренбургасбест" filed Critical Акционерное общество открытого типа - Киембаевский асбестовый горно-обогатительный комбинат "Оренбургасбест"
Priority to SU4939725 priority Critical patent/RU2017960C1/en
Application granted granted Critical
Publication of RU2017960C1 publication Critical patent/RU2017960C1/en

Links

Images

Landscapes

  • Drilling And Exploitation, And Mining Machines And Methods (AREA)
  • Earth Drilling (AREA)

Abstract

FIELD: blasting. SUBSTANCE: drilled in broken mass are roes of holes along bench crest. Holes are charged with explosives provided with intermediate detonators. In holes located near bench crest the charge is distributed by sections. Each section is provided with separate intermediate detonator. Upper intermediate detonator is arranged higher than intermediate detonators in subsequent hole rows and at depth shorter than interval between hole rows. Charges are blasted by rows, beginning from those near bench crest. Firing intervals of each subsequent hole row are increased. EFFECT: higher efficiency. 2 cl, 3 dwg

Description

Изобретение относится к горному делу, к области ведения взрывных работ на карьерах. The invention relates to mining, to the field of blasting in quarries.

Известен способ взрывного дробления скальных пород, по которому схема коммутации, интервал замедления и масса зарядов в одной ступени рассчитаны только на обеспечение минимального сейсмического эффекта [1]. There is a method of explosive crushing of rock, according to which the switching scheme, the deceleration interval and the mass of charges in one stage are designed only to ensure the minimum seismic effect [1].

Недостатком такого способа является невозможность улучшения качества дробления массива горных пород. The disadvantage of this method is the inability to improve the quality of crushing of the rock mass.

Наиболее близким по технической сущности и достигаемым результатам к изобретению является способ взрывного дробления скальных пород, по которому осуществляют бурение скважин, размещение в них зарядов ВВ, монтаж взрывной сети с использованием КЗДШ с различными интервалами замедления при врубовых схемах замедления и инициирование зарядов от промежуточных боевиков. The closest in technical essence and the achieved results to the invention is a method of explosive crushing of rock, which carry out drilling of wells, placing explosive charges in them, installing an explosive network using KZDS with various deceleration intervals for cutting deceleration schemes and initiating charges from intermediate fighters.

Основным недостатком такого способа является высокая вероятность появления одиночных отказов скважинных зарядов из-за сложных условий работы врубовой скважины (особенно при проходке разрезных траншей на новый горизонт) и затрудненного формирования открытых поверхностей вруба. The main disadvantage of this method is the high likelihood of a single failure of the borehole charges due to the difficult working conditions of the logging well (especially when driving split trenches to a new horizon) and the difficult formation of open cut surfaces.

Целью изобретения является повышение надежности способа предотвращением возникновения одиночных отказов. The aim of the invention is to increase the reliability of the method by preventing the occurrence of single failures.

Цель достигается тем, что по способу взрывного дробления скальных пород, включающему бурение скважин, размещение в них зарядов ВВ, монтаж взрывной сети с использованием КЗДШ и врубовых схем замедления и инициирование зарядов от промежуточных боевиков, во врубовых скважинах размещают рассредоточенные заряды, каждую из частей которых инициируют от отдельного боевика в нисходящем порядке с внутрискважинным замедлением, при этом верхнюю точку инициирования врубовой скважины располагают выше точек инициирования соседних скважин, причем расстояние от точки инициирования верхней части заряда врубовой скважины меньше, чем расстояние от врубовой скважины до соседней, величину интервала замедления между детонацией соседних групп скважинных зарядов увеличивают от врубовых скважин с оконтуривающим до оптимальной для данного блока величины. The goal is achieved by the fact that according to the method of explosive crushing of rock, including drilling wells, placing explosive charges in them, installing an explosive network using KZDS and cutting schemes for slowing down and initiating charges from intermediate fighters, distributed charges are placed in the cutting wells, each of which parts initiate from a single gunman in a descending order with downhole retardation, while the upper point of initiation of the well hole is located above the initiation points of neighboring wells, and p the distance from the point of initiation of the upper part of the hole in the borehole hole is less than the distance from the borehole to the next one, the delay time between the detonation of neighboring groups of borehole charges is increased from the borehole with contouring to the optimal value for this block.

Указанные отличия обуславливают соответствие заявленного технического решения критерию "новизна". Признаки, указанные в данном техническом решении, являются неизвестными. Такая совокупность признаков не встречалась в других, известных науке и технике решениях, направленных на достижение цели. Действительно, основным свойством заявленного технического решения является повышение надежности способа предотвращением возникновения одиночных отказов. These differences determine the conformity of the claimed technical solution to the criterion of "novelty." The signs specified in this technical solution are unknown. Such a combination of features was not found in other solutions known to science and technology aimed at achieving the goal. Indeed, the main property of the claimed technical solution is to increase the reliability of the method by preventing the occurrence of single failures.

Использование во врубовых скважинах рассредоточенных зарядов позволяет поднять первую точку его инициирования по сравнению с соседними зарядами без увеличения массы заряда в скважине. Инициирование каждой из частей рассредоточенного заряда от отдельного боевика в нисходящем порядке с использованием внутрискважинного замедления позволяет вести формирование вруба наиболее экономно с позиций затрат энергии - от верхней поверхности обнажения вглубь массива. При этом именно расположение верхней точки инициирования врубовой скважины выше точек инициирования остальных скважин исключает вероятность подбоя соседних скважин. Например, если бы врубовая скважина инициировалась в обратном порядке (снизу), а соседняя - в прямом (сверху), то становится возможным пережим колонки заряда последней осколками горной породы, что, как правило, приводит к затуханию детонации в нижней части колонки, т.е. к отказу. The use of dispersed charges in hole wells allows one to raise the first point of its initiation in comparison with neighboring charges without increasing the mass of the charge in the well. The initiation of each part of the dispersed charge from an individual fighter in a descending order using downhole retardation allows the formation of a cut to be carried out most economically from the standpoint of energy consumption - from the upper surface of the outcrop into the interior of the array. In this case, it is the location of the upper initiation point of the cut well above the initiation points of the remaining wells that eliminates the possibility of a knockout of neighboring wells. For example, if a cut hole was initiated in the reverse order (bottom), and the neighboring one in direct (top), then it becomes possible to pinch the charge column of the last fragments of rock, which, as a rule, leads to decay of detonation in the lower part of the column, i.e. e. to failure.

Из классической работы (Покровский Г.И., Федоров П.С. Действие удара взрыва в деформируемых средах. М., 1957, с. 29) известно, что основное действие энергии взрыва направлено в сторону ближайшей свободной поверхности, т. е. выбор расстояния от точки инициирования до ближайшей свободной поверхности меньшим, чем до ближайшей скважины позволяет направить основной поток энергии именно в сторону свободной поверхности. При этом снижается воздействие в сторону соседних скважин, уменьшается вероятность ее повреждения и, следовательно, отказа. From the classical work (Pokrovsky G.I., Fedorov P.S. The action of an explosion in deformable media. M., 1957, p. 29) it is known that the main action of the explosion energy is directed towards the nearest free surface, i.e., the choice the distance from the initiation point to the nearest free surface less than to the nearest well allows you to direct the main energy flow in the direction of the free surface. This reduces the impact in the direction of neighboring wells, reduces the likelihood of damage and, consequently, failure.

Увеличение интервала замедления до выхода на оптимальную для данного блока величину по мере удаления от врубовой скважины к оконтуривающим способствует "оттягиванию" во времени начала детонации каждой последующей группы зарядов. С распространением детонации от одной группы зарядов к другой в перемещение вовлекаются все большие объемы горной породы. Cледовательно, для их "отбрасывания" требуется и большее время. Именно последовательное увеличение интервала замедления позволяет реализовать эту возможность, т.е. к моменту начала детонации ВВ в каждой из групп зарядов обеспечивается формирование новых свободных поверхностей, чем уменьшается поток энергии, направленный в сторону еще не сдетонировавших зарядов, и снижается вероятность их подбоя. An increase in the deceleration interval until it reaches the optimum value for a given block as it moves away from the hole to the contouring ones contributes to a “delay” in time of the start of detonation of each subsequent group of charges. With the spread of detonation from one group of charges to another, more and more large volumes of rock are involved in the movement. Consequently, their "dropping" requires more time. It is a sequential increase in the deceleration interval that allows this opportunity to be realized, i.e. by the moment the explosive detonation begins in each of the groups of charges, the formation of new free surfaces is ensured, which reduces the energy flow directed towards the undetonated charges, and reduces the likelihood of them being knocked out.

Возрастание интервала замедления не может быть бесконечным. Поэтому при взрывании блоков с большим количеством рядов скважин по достижении определенной величины (зависящей только от конкретных условий) дальнейшее увеличение интервала замедления становится нецелесообразным (поскольку условия взрывания каждой последующей группы зарядов уже не отличается от условий взрывания предыдущей) и невозможным (ввиду того, что интервалы замедлений промышленных КЗДШ имеют пределы, определенные ГОСТом). The increase in the deceleration interval cannot be infinite. Therefore, when blasting blocks with a large number of rows of wells upon reaching a certain value (depending only on specific conditions), a further increase in the deceleration interval becomes impractical (since the explosion conditions of each subsequent group of charges no longer differ from the explosion conditions of the previous one) and impossible (due to the fact that the intervals slowdowns of industrial KZDSh have limits defined by GOST).

Таким образом, стало возможным достигнуть поставленную в техническом решении цель. Поэтому можно сделать вывод о том, что все признаки, указанные в совокупности, вступили во взаимодействие, т. е. способ взрывного дробления скальных пород соответствует критерию "существенные отличия". Thus, it became possible to achieve the goal set in the technical solution. Therefore, we can conclude that all the characteristics indicated in the aggregate entered into interaction, that is, the method of explosive crushing of rock meets the criterion of "significant differences".

На фиг.1 показан план размещения скважин на блоке; на фиг.2 - конструкция зарядов в скважинах. Figure 1 shows the layout of wells on the block; figure 2 - design charges in the wells.

Предлагаемый способ применительно к условиям работы карьера Киембаевского асбестового ГОКа осуществляют следующим образом. На уступе 1 по сетке 7х7 м пробуривают скважины 2 диаметром 250 мм. Размещают в скважинах заряды 3 ВВ (например, граммонит 30/70) с промежуточными боевиками 4. При этом во врубовой скважине 5 заряд делают рассредоточенным на две и более частей. Промежуточный боевик 6 верхней части рассредоточенного заряда располагают выше боевиков остальных зарядов так, чтобы его удаление от ближайшей свободной поверхности АВ было меньше расстояние между скважинами СD. C помощью детонирующего шнура 7 монтируют сеть и производят взрывание таким образом, чтобы интервалы замедления групп зарядов II-V по отношению к группе I соответственно составляли 20, 30, 50 мс, а взрыв частей заряда ВВ во врубовой скважине осуществляют с внутрискважинным замедлением 5-10 мс. Целесообразно при этом уровень размещения промежуточных боевиков каждой последовательно взрываемой группы зарядов располагать ниже, чем у предыдущей группы. The proposed method in relation to the working conditions of the quarry of Kiyembaevsky asbestos mining and processing enterprise is as follows. On ledge 1, wells 2 with a diameter of 250 mm are drilled along a grid of 7x7 m. They place charges of 3 explosives in the wells (for example, 30/70 grammonite) with intermediate fighters 4. At the same time, the charge is made dispersed into two or more parts in the hole 5. The intermediate action 6 of the upper part of the dispersed charge is placed above the action of the remaining charges so that its distance from the nearest free surface AB is less than the distance between the wells CD. Using a detonating cord 7, the network is mounted and blown up in such a way that the deceleration intervals of charge groups II-V with respect to group I are 20, 30, 50 ms, respectively, and the explosive parts of the explosive charge are blown into the borehole with a downhole retardation of 5-10 ms In this case, it is advisable to place the level of placement of intermediate fighters of each successively exploded group of charges lower than that of the previous group.

Кроме того, при большом количестве рядов скважин во взрываемом блоке для каждого конкретного случая существует предельная величина интервала замедления, например 100-150 мс. In addition, with a large number of rows of wells in the blasting unit, for each specific case there is a limit value for the deceleration interval, for example, 100-150 ms.

Вслед за распространением детонации по колонке рассредоточенного заряда врубовой скважины от верхней бровки откоса уступа начинается формирование врубовой полости. При этом, поскольку свободная поверхность откоса уступа находится ближе к верхней точке инициирования заряда вруба, чем соседние скважины, основной поток выделяющейся при взрыве энергии перераспределится именно в направлении этой поверхности. Благодаря использованию внутрискважинного замедления в зарядах вруба инициирование каждой нижележащей части заряда в этой скважине начинается уже после того, как над ней образовался "мини-вруб", т.е. образовалась новая свободная поверхность, менее удаленная от заряда, чем соседние скважины. После того, как сдетонировали все заряды врубовых скважин (благодаря использованию кроткозамедленного взрывания) и образовалась новая открытая поверхность вруба, начинается детонация последующих групп зарядов. Причем детонация каждой из групп начинается после формирования новой поверхности обнажения откоса уступа. В сторону этой новой поверхности обнажения и направляется основной поток выделяющейся при взрыве энергии. Following the propagation of detonation along the column of the dispersed charge of the cut hole from the upper edge of the slope of the ledge, the formation of the cut hole begins. Moreover, since the free surface of the slope of the ledge is closer to the upper point of initiation of the cut charge than neighboring wells, the main flow of energy released during the explosion is redistributed precisely in the direction of this surface. Due to the use of downhole retardation in the charges of the cut, the initiation of each lower part of the charge in this well begins after a “mini-cut” is formed above it, i.e. a new free surface was formed, less distant from the charge than neighboring wells. After all the charges of the hole wells have been detonated (due to the use of mild blasting) and a new open surface has been formed, the detonation of subsequent groups of charges begins. Moreover, the detonation of each of the groups begins after the formation of a new surface of exposure of the escarpment of the ledge. The main flow of energy released during the explosion is directed towards this new outcrop surface.

Наблюдениями установлено, что в настоящее время на долю отказов, образовавшихся в результате подбоя скважин, приходится 0,5% общего количества взрываемых зарядов. Принимая во внимание, что в год на комбинате взрывается в среднем 12300-12400 скважин, подбои могут наблюдаться в (12300-12400)х0,05=61-62 скважинах. Observations have found that at present, the share of failures resulting from well potholes accounts for 0.5% of the total number of explosive charges. Taking into account that an average of 12300-12400 wells explode per year at the plant, outages can be observed in (12300-12400) x0.05 = 61-62 wells.

Преимущества предлагаемого способа дробления скальных пород заключаются в следующем: предотвращается возникновение одиночных отказов, образующихся вследствие подбоя соседних скважин, облегчаются условия работы заряда во врубовой скважине, поскольку формирование вруба начинается в наиболее выгодных условиях - вблизи свободной поверхности. The advantages of the proposed method of crushing rock formations are as follows: the occurrence of single failures resulting from the lining of neighboring wells is prevented, the working conditions of the charge in the cut hole are facilitated, since the formation of the cut starts in the most favorable conditions - near the free surface.

Claims (2)

1. СПОСОБ ВЗРЫВНОГО ДРОБЛЕНИЯ СКАЛЬНЫХ ПОРОД, включающий бурение в уступе скважин рядами вдоль бровки уступа, заряжание их ВВ с промежуточными детонаторами, монтаж взрывной сети и короткозамедленное порядное взрывание зарядов ВВ, начиная от ближних к бровке уступа, отличающийся тем, что, с целью повышения надежности дробления, в первых по очереди взрывания скважинах размещают рассредоточенные заряды ВВ, состоящие из секций, при этом в каждой секции размещают отдельный промежуточный детонатор, причем верхний из них располагают выше промежуточных детонаторов в зарядах ВВ в последующих рядах скважин, взрывание секций рассредоточенных зарядов ВВ производят раздельно в нисходящем порядке, а расстояние от промежуточного детонатора в верхней секции рассредоточенного заряда ВВ до свободной поверхности принимают меньшим, чем расстояние от первых по очереди взрывания скважин до последующих, наиболее удаленных от бровки уступа. 1. METHOD OF EXPLOSIVE CRUSHING OF ROCK ROCKS, including drilling in the ledge of wells in rows along the edge of the ledge, loading their explosives with intermediate detonators, installing an explosive network and short-delayed orderly explosion of explosive charges, starting from the ones closest to the edge of the ledge, characterized in that, in order to increase crushing reliability, dispersed explosive charges consisting of sections are placed in the first in succession blasting wells, with a separate intermediate detonator being placed in each section, the upper one being located above the industrial weft detonators in explosive charges in subsequent rows of wells, blasting of sections of dispersed explosive charges is carried out separately in a descending order, and the distance from an intermediate detonator in the upper section of dispersed explosive charges to a free surface is less than the distance from the first in succession blasting wells to subsequent, most remote from the edge of the ledge. 2. Способ по п.1, отличающийся тем, что интервал взрывания каждого последующего ряда скважинных зарядов ВВ увеличивают. 2. The method according to claim 1, characterized in that the blasting interval of each subsequent row of borehole explosive charges is increased.
SU4939725 1991-05-28 1991-05-28 Method for rock breaking by blasting RU2017960C1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU4939725 RU2017960C1 (en) 1991-05-28 1991-05-28 Method for rock breaking by blasting

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU4939725 RU2017960C1 (en) 1991-05-28 1991-05-28 Method for rock breaking by blasting

Publications (1)

Publication Number Publication Date
RU2017960C1 true RU2017960C1 (en) 1994-08-15

Family

ID=21576349

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
SU4939725 RU2017960C1 (en) 1991-05-28 1991-05-28 Method for rock breaking by blasting

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2017960C1 (en)

Cited By (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
AU784685B2 (en) * 2002-03-28 2006-06-01 BELLAIRS, Jennifer Annette A method of blasting
RU2285897C1 (en) * 2005-04-28 2006-10-20 Общество с ограниченной ответственностью Научно-техническая фирма "Взрывтехнология" Explosive charge initiation system
RU2379620C1 (en) * 2008-10-15 2010-01-20 Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Иркутский государственный технический университет" (ГОУ ИрГТУ) Method for initiation of blasthole charges
RU2517289C1 (en) * 2013-01-09 2014-05-27 Общество с ограниченной ответственностью "ГЕОТИМС" Drilling and blasting operations at open pits
RU2530004C1 (en) * 2013-06-25 2014-10-10 Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Иркутский государственный технический университет" (ФГБОУ ВПО "ИрГТУ") Method of electric fuse blasting

Non-Patent Citations (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
1. Казаков Н.Н. Взрывная отбойка руд скважинными зарядами. М.: Недра, 1975, с.167-169. *
2. Друкованный М.Ф. и др. Действие взрыва в горных породах. Киев: Наукова думка, 1973, с.163-168. *

Cited By (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
AU784685B2 (en) * 2002-03-28 2006-06-01 BELLAIRS, Jennifer Annette A method of blasting
RU2285897C1 (en) * 2005-04-28 2006-10-20 Общество с ограниченной ответственностью Научно-техническая фирма "Взрывтехнология" Explosive charge initiation system
RU2379620C1 (en) * 2008-10-15 2010-01-20 Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Иркутский государственный технический университет" (ГОУ ИрГТУ) Method for initiation of blasthole charges
RU2517289C1 (en) * 2013-01-09 2014-05-27 Общество с ограниченной ответственностью "ГЕОТИМС" Drilling and blasting operations at open pits
RU2530004C1 (en) * 2013-06-25 2014-10-10 Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Иркутский государственный технический университет" (ФГБОУ ВПО "ИрГТУ") Method of electric fuse blasting

Similar Documents

Publication Publication Date Title
EA008615B1 (en) Method of blasting multiple layers or levels of rock
US7707939B2 (en) Method of blasting
RU2017960C1 (en) Method for rock breaking by blasting
SU1707201A1 (en) Method of bench working by blasting
RU2184928C1 (en) Method for conducting of drilling and blasting operations
Shamaev et al. Wall control and contour blasting to ensure the stability of the quarry boards when operating drilling and blasting works
RU2017959C1 (en) Method for rock blasting
AU784685B2 (en) A method of blasting
WO1993015365A1 (en) Blasting method and composition
RU2023877C1 (en) Method of screened explosions
RU2103509C1 (en) Block working method
RU2059070C1 (en) Method for making kerf cavity
RU2725721C1 (en) Method for formation of charge in well combined open-underground mining
RU2033595C1 (en) Method for formation of cut hollow by blasting
SU1010923A1 (en) Method for conducting explosion operations in boundary zone
RU2225509C1 (en) Method for explosive breaking in pit-faces of underground purifying enclosures
SU1745930A1 (en) Chambered resources blasting method
RU2784839C1 (en) Method for carrying out explosive operations in the circuit zone of quarry
RU2047760C1 (en) Explosion cut making method
SU1491103A1 (en) Method of blast-crushing of rock
SU920209A1 (en) Method of forming a cutting-in cavity
SU1754901A1 (en) Method for rock mass blasting
SU1689643A1 (en) Method for prevention of rock bursts
SU1091634A1 (en) Method of blast breaking of rock
RU2049237C1 (en) Method for driving working in rocks containing outburst-prone bed