RU2723419C1 - Method of development of local areas of mineralization in strong rocks - Google Patents
Method of development of local areas of mineralization in strong rocks Download PDFInfo
- Publication number
- RU2723419C1 RU2723419C1 RU2019143882A RU2019143882A RU2723419C1 RU 2723419 C1 RU2723419 C1 RU 2723419C1 RU 2019143882 A RU2019143882 A RU 2019143882A RU 2019143882 A RU2019143882 A RU 2019143882A RU 2723419 C1 RU2723419 C1 RU 2723419C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- blasting
- mineralization
- block
- rocks
- explosion
- Prior art date
Links
Images
Classifications
-
- E—FIXED CONSTRUCTIONS
- E21—EARTH DRILLING; MINING
- E21C—MINING OR QUARRYING
- E21C41/00—Methods of underground or surface mining; Layouts therefor
- E21C41/26—Methods of surface mining; Layouts therefor
- E21C41/30—Methods of surface mining; Layouts therefor for ores, e.g. mining placers
-
- F—MECHANICAL ENGINEERING; LIGHTING; HEATING; WEAPONS; BLASTING
- F42—AMMUNITION; BLASTING
- F42D—BLASTING
- F42D1/00—Blasting methods or apparatus, e.g. loading or tamping
- F42D1/08—Tamping methods; Methods for loading boreholes with explosives; Apparatus therefor
-
- F—MECHANICAL ENGINEERING; LIGHTING; HEATING; WEAPONS; BLASTING
- F42—AMMUNITION; BLASTING
- F42D—BLASTING
- F42D3/00—Particular applications of blasting techniques
- F42D3/04—Particular applications of blasting techniques for rock blasting
Abstract
Description
Изобретение относится к области взрывного разрушения горных пород с использованием многорядного короткозамедленного взрывания и может быть использовано на карьерах по отработке ценных руд, применяющих взрывные работы в крепких горных породах.The invention relates to the field of explosive destruction of rocks using multi-row short-blasted blasting and can be used in quarries for the mining of valuable ores, using blasting in hard rocks.
Известны способы отработки ценных руд с использованием взрывного рыхления горных пород специальными методами, снижающими перемешивание горной массы. Наибольшее распространение на карьерах получило буферное взрывание на ранее взорванную горную массу или взрывание в абсолютно зажатой среде (на монолитный массив) [1]. Такое взрывание обеспечивает управление развалом горной массы и возможность селективной выемки. Однако буферное взрывание на ранее взорванную горную массу требует больших размеров рабочих площадок и его целесообразно применять только на рудных участках. В практике разработки ценных руд имеют место случаи, когда эпизодическим опробованием взрывных скважин во вскрышных породах на флангах месторождения выявляются локальные участки оруденения значительных размеров, позволяющие вовлечь их в отработку. Поэтому для таких случаев целесообразно использовать в этих местах буферное взрывание в абсолютно зажатой среде.Known methods of mining valuable ores using explosive loosening of rocks by special methods that reduce the mixing of rock mass. Buffer blasting on previously blasted rock mass or blasting in an absolutely clamped medium (on a monolithic massif) is most widespread in quarries [1]. Such an explosion provides control of the collapse of the rock mass and the possibility of selective excavation. However, buffer blasting on previously blasted rock mass requires large sizes of working sites and it is advisable to use it only in ore areas. In practice, the development of valuable ores there are cases when episodic testing of blast holes in overburden on the flanks of the deposit reveals local areas of mineralization of significant size, allowing them to be involved in mining. Therefore, for such cases, it is advisable to use buffer blasting in these places in an absolutely clamped environment.
Наиболее близким по существу решаемой проблемы является способ ведения взрывных работ с учетом зоны предразрушения, включающий построение модели развития массового взрыва во времени и пространстве для конкретной схемы взрывания с удельными интервалами замедления выше 25 мс/м, дифференцированный расчет величины скважинных зарядов для различных участков ослабления массива зонами предразрушения, оценку результатов взрыва по данным экскавации горной массы и выбор оптимальных параметров взрыва по данным статистики, в котором стартовый импульс на взрывание дают одновременно для двух врубовых рядов, расположенных по краю блока, при этом врубовым принимают второй или третий ряд скважинных зарядов от края блока, а интервал замедления во врубовых рядах принимают на одну ступень ниже, чем в перпендикулярном направлении по рядам отбойных скважин [2].The closest to the essence of the problem to be solved is the method of blasting taking into account the pre-fracture zone, including building a model of the development of a mass explosion in time and space for a specific blasting scheme with specific deceleration intervals above 25 ms / m, differentiated calculation of the magnitude of the borehole charges for different sections of the array attenuation pre-fracture zones, evaluation of the results of the explosion according to the excavation of the rock mass and the selection of the optimal parameters of the explosion according to statistics, in which the starting impulse for blasting is given simultaneously for two cutting rows located along the edge of the block, while the second or third row of borehole charges from the edge are received by the cutting block, and the deceleration interval in the cutting rows is taken one step lower than in the perpendicular direction along the rows of the boreholes [2].
Недостатками этого способа, принятого за прототип заявляемому изобретению, является необходимость построения математической модели.The disadvantages of this method, adopted as a prototype of the claimed invention, is the need to build a mathematical model.
Технической задачей, на решение которой направлено предполагаемое изобретение, является минимизация смещения взорванной горной массы для сохранения пространственного положения первичных контактов руд и пустых пород путем использования больших интервалов замедления.The technical problem to which the alleged invention is directed is to minimize the displacement of the blasted rock mass in order to maintain the spatial position of the primary contacts of ores and gangue by using large retardation intervals.
Поставленная задача достигается тем, что в способе отработки локальных участков оруденения в крепких горных породах, включающем опробование взрывных скважин, подачу стартового импульса многорядному короткозамедленному взрыванию на врубовый ряд, расположенный вторым или третьим от тыльного края блока, с интервалом замедления во врубовом ряду на одну ступень ниже, чем в перпендикулярном направлении по рядам отбойных скважин, согласно изобретению, при обуривании вскрышных блоков проводят валовое опробование всех взрывных скважин, выявленные локальные участки оруденения промышленного характера выделяют на плане взрываемого блока и проводят взрывание вскрышного блока с интервалами замедлением выше 300 мс; после взрыва границы локального участка оруденения выносят на поверхность развала горной массы с увеличением размера контура на 1-2 м.The problem is achieved in that in a method for developing local mineralization sites in hard rocks, including testing blast holes, supplying a start impulse to a multi-row short-blown blasting to the cutting line located second or third from the back edge of the block, with a deceleration interval in the cutting line by one step lower than in the perpendicular direction along the rows of breaker wells, according to the invention, when drilling overburden blocks, a total test of all blast holes is carried out, localized areas of mineralization of an industrial nature are identified on the plan of the blasting block and blasting of the overburden block is performed at intervals of slowdown above 300 ms; after the explosion, the boundaries of the local mineralization section are brought to the surface of the rock mass collapse with an increase in the size of the contour by 1-2 m.
При использовании неэлектрических волноводных систем инициирования устанавливают скважинные замедлители величиной 3000-5000 мс.When using non-electric waveguide initiation systems, downhole retarders of 3000-5000 ms are installed.
На фиг. 1 представлено развитие взрыва блока при схеме взрывания 25×42 мс; на фиг. 2 - то же при схеме взрывания 300×400 мс; на фиг. 3 - количественная характеристика интервалов замедления между соседними взорванными скважинами при различных схемах взрывания; на фиг. 4 - величины смещений взорванной горной массы при различных интервалах замедления между взрывами скважинных зарядов; на фиг. 5 - поверхность развала блока, взорванного с замедлениями 16×48 мс; на фиг. 6 - поверхность развала блока, взорванного с замедлениями 150×200 мс; на фиг. 7 - поверхность развала блока, взорванного с замедлениями 300×400 мс; на фиг. 8 - поверхность развала блока, взорванного с замедлениями 450×600 мс; на фиг. 9 - пример выноса на поверхность развала границ локального участка оруденения.In FIG. 1 shows the development of a block explosion with a blasting scheme of 25 × 42 ms; in FIG. 2 - the same with the
Способ отработки локальных участков оруденения в крепких горных породах осуществляют следующим образом. На фланговых участках месторождения, где возможны локальные участки оруденения, в ходе обуривания блоков вскрышных пород проводят валовое опробование всех взрывных скважин блока. В случае обнаружения локальных участков оруденения промышленного характера их наносят на план взрываемого блока и проводят расчет параметров схемы взрывания с использованием интервалов замедления, увеличенных до 300-400 мс и более. Практика ведения взрывных работ показала, что при расположении врубового ряда в третьем ряду от тыльного края взрываемого блока, исключается выброс горной массы за последний ряд скважин, поскольку имеется возможность подвижки разрушаемого массива в сторону взорванной горной массы врубового ряда. А старт взрыва от средины блока снижает смещение взорванной горной массы, сохраняя контакты руд и пород близкими к естественным [3, 4].The method of mining local areas of mineralization in hard rocks is as follows. On the flank sections of the field, where local areas of mineralization are possible, during the drilling of blocks of overburden rocks, gross testing of all blast holes of the block is carried out. If localized mineralization sites of an industrial nature are detected, they are applied to the plan of the blasting unit and the parameters of the blasting scheme are calculated using deceleration intervals increased to 300-400 ms or more. The practice of blasting showed that when the cutting row is located in the third row from the rear edge of the blasting block, the ejection of rock mass beyond the last row of wells is excluded, since it is possible to move the massif to be destroyed towards the blasted rock mass of the cutting row. And the start of the explosion from the middle of the block reduces the displacement of the blasted rock mass, keeping the contacts of ores and rocks close to natural [3, 4].
При увеличении интервалов замедления выше 150-200 мс существенно меняется механизм развития взрыва в массиве горных пород. Увеличенное время между взрывами отдельных скважинных зарядов, необходимое для возникновения зоны растягивающих напряжений, позволяет усилить эффективность предразрушения, ибо горные породы растягивающей нагрузке сопротивляются на порядок слабее, чем сжимающей. Длительное распирающее воздействие продуктов детонации в трещинах предыдущих взрывов позволяет удлинять и расширять их. К. Хино [5] утверждает, что при короткозамедленном взрывании в результате взрыва зарядов предыдущей очереди образуются дополнительные поверхности обнажения, в которых распирающее действие газов взрыва последующей очереди продолжается от 10 до 100 мс. Поэтому при больших интервалах замедления появляется время, необходимое для прорастания трещин на полную глубину, соответствующую квазистатической стадии разрушения под действием распирающего действия продуктов взрыва последующих зарядов.With an increase in the deceleration intervals above 150-200 ms, the explosion development mechanism in the rock mass changes significantly. The increased time between explosions of individual borehole charges, necessary for the appearance of a zone of tensile stresses, makes it possible to increase the prefracture efficiency, because the rocks resist the tensile load by an order of magnitude weaker than the compressive one. The prolonged bursting effect of detonation products in cracks of previous explosions allows them to be extended and expanded. K. Hino [5] claims that during short-blown explosions as a result of the explosion of charges of the previous stage, additional outcrop surfaces are formed in which the bursting effect of the explosion gases of the next stage lasts from 10 to 100 ms. Therefore, at large intervals of deceleration, the time appears necessary for germination of cracks to full depth, corresponding to the quasistatic stage of fracture under the action of the bursting action of the explosion products of subsequent charges.
Такая трактовка вполне укладывается в новую концепцию разрушения горных пород о двухстадийном механизме разрушения горных пород, исследованном учеными из ФТИ им. А.Ф. Иоффе [6]. Суть стадийного характера разрушения горных пород состоит в следующем. При любом механическом и ином способе воздействия на породу, независимо от характера этого воздействия (поверхностное или локальное), процесс разрушения протекает в две стадии. На первой стадии в объеме породы протекают процессы генерации и накопления микро- и макротрещин и других дефектов до определенной концентрации. Эта стадия подготовительная, представляющая собой объемное предразрушение. На второй стадии идут процессы слияния трещин в более крупные и доминирующий катастрофический локальный рост некоторых из них с образованием отдельностей. Это - стадия доразрушения.Such an interpretation fully fits into the new concept of rock destruction about the two-stage mechanism of rock destruction, studied by scientists from the Physicotechnical Institute named after A.F. Joffe [6]. The essence of the staged nature of the destruction of rocks is as follows. With any mechanical and other method of influencing the rock, regardless of the nature of this effect (surface or local), the destruction process proceeds in two stages. At the first stage, processes of generation and accumulation of micro- and macrocracks and other defects to a certain concentration occur in the bulk of the rock. This stage is preparatory, which is a volumetric pre-fracture. At the second stage, the processes of fusion of cracks into larger and dominant catastrophic local growth of some of them with the formation of units are underway. This is the stage of extinction.
Однако на кинетику разрушения неоднородных трещиноватых горных пород (а все массивы горных пород именно такими породами и представлены) существенно влияют скорость и глубина прорастания трещин, связанные с механизмом развития естественных трещин и их зародышей, существующих в среде, и условиями перехода энергии взрыва в энергию образования новых поверхностей. Под действием циклической знакопеременной нагрузки возникает поток энергии в вершину трещины. При этом одинаковые по абсолютной величине растягивающие и сжимающие напряжения создают равные потоки энергии, однако их влияние на рост трещины прямо противоположно: энергия сжимающих напряжений оказывает упрочняющее действие, а растягивающих - направлена на разрыв связей в вершине трещины. Рост трещины не может происходить на стадии действия сжимающей нагрузки, несмотря на приток энергии в вершину трещины. Процесс хрупкого разрушения горных пород взрывом с физической точки зрения характеризуется одним видом разрушения - отрывом под действием растягивающих напряжений от действия волны напряжения в фазе разрежения. Эта особенность соответствует физической природе механизма разрыва связей только под действием растягивающих или касательных напряжений, причем не вся энергия растягивающих напряжений расходуется на рост трещины, а только ее превышение над энергией деформаций среды. После достижения трещиной максимального приращения, что происходит на стадии действия растягивающей нагрузки, в течение последующего времени длина трещины остается постоянной (не залечивается) [7]. Поэтому принципиально важным моментом является именно время между импульсами воздействия: следующий импульс должен последовать только после протекания процесса сжатия, при котором роста трещин нет, и прохождения волны растяжения, которая обеспечивает рост трещин. Следовательно, должен пройти полный цикл «сжатия - растяжения» в волне напряжения с учетом того обстоятельства, что время выведения вещества из состояния покоя всегда меньше времени возвращения его к этому состоянию. Причем рост трещин проходит с постоянной скоростью и при динамическом нагружении предельная скорость развития трещин составляет 0,34-0,51 от скорости волны напряжения в массиве по данным работы [8], а по данным работы [9] - только 0,1-0,13.However, the fracture kinetics of inhomogeneous fractured rocks (and all rock masses are represented by just such rocks) are significantly affected by the rate and depth of crack propagation associated with the mechanism of development of natural cracks and their nuclei existing in the medium and the conditions of the transition of the explosion energy into the formation energy new surfaces. Under the influence of a cyclic alternating load, an energy flow to the crack tip occurs. In this case, tensile and compressive stresses of the same absolute value create equal energy flows, however, their influence on the crack growth is exactly the opposite: the energy of compressive stresses has a strengthening effect, and tensile stresses are aimed at breaking bonds at the crack tip. Crack growth cannot occur at the stage of compressive loading, despite the influx of energy into the crack tip. The process of brittle destruction of rocks by an explosion from a physical point of view is characterized by one type of destruction - separation by tensile stresses from the action of a stress wave in the rarefaction phase. This feature corresponds to the physical nature of the bond breaking mechanism only under the action of tensile or tangential stresses, and not all the energy of tensile stresses is spent on crack growth, but only its excess over the energy of medium deformation. After the crack reaches its maximum increment, which occurs at the stage of the tensile load, over the next time, the crack length remains constant (does not heal) [7]. Therefore, the crucial moment is precisely the time between the impact pulses: the next pulse should only follow after the compression process, in which there is no crack growth, and the propagation of the tensile wave, which ensures crack growth. Consequently, a complete cycle of “compression - tension” in a stress wave must take place, taking into account the fact that the time to remove a substance from a state of rest is always less than the time it returns to this state. Moreover, the growth of cracks takes place at a constant speed and under dynamic loading, the maximum crack propagation rate is 0.34-0.51 of the speed of the stress wave in the massif according to [8], and according to [9] only 0.1-0 ,13.
В работе [10] высказано мнение о влиянии циклических нагрузок на раскрытие зерен полезного компонента. Значительная дисперсия упругих и прочностных свойств минералов, физико-механических свойств руд с разными структурными параметрами и характеристиками разрушения может существенным образом проявиться при кумулятивном характере накопления повреждений, т.е. при циклическом нагружении. Особенностью данного типа нагружения является постепенный рост и накопление трещин, движущихся в поле со сложной структурой микронапряжений, складывающейся в руде, содержащей минералы с разной прочностью и разными деформационными характеристиками. Картина и характер разрушения определяется накоплением нарушений от цикла к циклу и формированием множественной структуры разрушения. В ходе проведения испытаний образцов на сжатие было установлено, что разрушение во многом зависит от характера прилагаемых нагрузок. Так, если образец нагрузить последовательно несколько раз все возрастающей нагрузкой, то наблюдается интенсивное накопление и развитие нарушений (трещин и микротрещин) - накапливаются необратимые разупрочняющие изменения. Величина разрушающей нагрузки в этих опытах была на 20-30% ниже, чем при обычном однократном нагружении. Установлено, что в результате циклического воздействия сжимающей нагрузкой накопление разрушений происходит от цикла к циклу, и особенно активно протекают процессы разупрочнения в последних циклах, когда происходит массовое накопление микроразрушений, образуется множественная сетка микротрещин (резко возрастает интенсивность и суммарная акустическая эмиссия). В результате таких воздействий наблюдается множественное разрушение с образованием поверхности в несколько раз большей, чем при обычном (нециклическом деформировании), при этом энергия, запасенная (или требуемая для разрушения) при циклическом воздействии снижается в 1,3-1,4 раза.In [10], an opinion was expressed on the effect of cyclic loads on the opening of grains of a useful component. A significant dispersion of the elastic and strength properties of minerals, the physicomechanical properties of ores with different structural parameters and fracture characteristics can significantly manifest themselves with the cumulative nature of damage accumulation, i.e. under cyclic loading. A feature of this type of loading is the gradual growth and accumulation of cracks moving in a field with a complex microstress structure that develops in ore containing minerals with different strengths and different deformation characteristics. The picture and nature of the destruction is determined by the accumulation of violations from cycle to cycle and the formation of a multiple structure of destruction. During testing of the samples for compression, it was found that the destruction largely depends on the nature of the applied loads. So, if a sample is loaded consecutively several times with an increasing load, then intensive accumulation and development of disturbances (cracks and microcracks) is observed - irreversible softening changes accumulate. The value of the breaking load in these experiments was 20-30% lower than under ordinary single loading. It has been established that, as a result of cyclic compressive loading, damage accumulation occurs from cycle to cycle, and softening processes are especially active in the last cycles, when there is massive accumulation of microdestruction, a multiple network of microcracks forms (the intensity and total acoustic emission increase sharply). As a result of such impacts, multiple fracture is observed with the formation of a surface several times larger than during normal (non-cyclic deformation), while the energy stored (or required for fracture) during cyclic exposure decreases by 1.3-1.4 times.
В работе [11] изложены основы теоретического подхода к изучению особенностей волнового предразрушения горных пород, в котором считается, что микротрещины в области упругого деформирования развиваются под действием импульса растяжения в упругой волне. Определяющими параметрами являются величина импульса растяжения, время его действия и скорость начала развития микротрещины и при определенном соотношении величин этих параметров природные зародышевые микротрещины могут прорасти на некоторую величину. Так, в работе [7] показано, что приращение длины трещины за один цикл «сжатия-растяжения» составляет 10 мм, что феноменологически трактуется как предразрушение породы. Последнее чрезвычайно важно для повышения степени дробления горных пород взрывом, ибо микроструктурные параметры породы в области упругого деформирования могут существенно изменяться при серии взрывных воздействий, поскольку имеют накопительный эффект [12]. Отсюда следует, что размеры области предразрушения могут увеличиваться при продолжающихся динамических воздействиях на массив, и этот фактор техногенного воздействия на породу следует использовать. Рассмотрим динамику нагружения условного массива горных пород с наиболее распространенными параметрами скорости звука в нем (Ср), равной 3-4 км/с - именно с такой скоростью движется волна напряжения по такому массиву. При средней скорости звука 3,5 км/с за 1 мс волна сжатия проходит 3,5 м. Рассмотрим схему взрывания скважинных зарядов диаметром 200 мм, расположенных по сетке 6×6 м, с замедлением 25×42 мс (фиг. 1).In [11], the fundamentals of a theoretical approach to studying the features of wave prefracture of rocks are described, in which it is believed that microcracks in the region of elastic deformation develop under the action of a tensile pulse in an elastic wave. The determining parameters are the magnitude of the tensile impulse, its duration and the rate of onset of microcrack development, and with a certain ratio of the values of these parameters, natural germinal microcracks can grow by a certain amount. So, in [7] it was shown that the increment of the crack length per one cycle of “compression-tension” is 10 mm, which is phenomenologically interpreted as pre-fracture of the rock. The latter is extremely important for increasing the degree of crushing of rocks by explosion, because the microstructural parameters of the rock in the region of elastic deformation can change significantly with a series of explosive actions, since they have a cumulative effect [12]. It follows that the size of the pre-fracture region can increase with ongoing dynamic impacts on the massif, and this factor of technogenic impact on the rock should be used. Consider the dynamics of loading a conventional rock mass with the most common parameters of the speed of sound in it (C p ), equal to 3-4 km / s - it is with this speed that the stress wave moves along such an array. At an average sound speed of 3.5 km / s for 1 ms, the compression wave travels 3.5 m. Consider a pattern of blasting borehole charges with a diameter of 200 mm located on a 6 × 6 m grid with a deceleration of 25 × 42 ms (Fig. 1).
После взрыва скважины 1 за 25 мс (до взрыва скважины 2) волна напряжения уйдет на 87,5 м - за пределы блока. С некоторым запозданием, допустим 1 мс, в этой волне начнется действие фазы растяжения, вызывающее образование трещин [7]. Рассмотрим два варианта - рост трещин со скоростью 0,4СР и 0,1 Ср. В первом случае за 1 мс трещина вырастет на 1,4 м, во втором - на 0,35 м. Принимая размер зоны разрушения r в 40Rзap (4 м), а зоны предразрушения R в 200 Rзap (20 м), получим время на формирование зоны разрушения ~3 мс и зоны предразрушения - 14 мс в первом случае, во втором, соответственно 11 мс и 57 мс.After the explosion of well 1 in 25 ms (before the explosion of well 2), the stress wave will go 87.5 m beyond the block. With a certain delay, for example, 1 ms, the action of the extension phase begins in this wave, causing cracking [7]. Consider two options - the growth of cracks with a speed of 0.4 C P and 0.1 C p . In the first case, in 1 ms the crack will grow by 1.4 m, in the second - by 0.35 m. Assuming the size of the fracture zone r at 40R zap (4 m), and the prefracture zone R at 200 R zap (20 m), we obtain the time for the formation of the fracture zone is ~ 3 ms and the prefracture zone is 14 ms in the first case, in the second, 11 ms and 57 ms, respectively.
Уже этот укрупненный расчет показывает, что формирование зоны предразрушения, даже при скорости роста трещин в 0,4 СР, возможно при замедлениях более 14 мс между взрывами последовательно взрываемых скважин. Исходя из этих посылок, очевидно, что схемы с замедлениями 25×42 мс не могут обеспечить достаточное время на завершение роста и слияния микротрещин в трещины, формирующие отдельности массива. Только схемы с замедлениями выше 100 мс могут обеспечить достаточное время для формирования не только зоны разрушения, но и предразрушения.Already this enlarged calculation shows that the formation of a pre-fracture zone, even with a crack growth rate of 0.4 C P , is possible with decelerations of more than 14 ms between explosions of consecutively exploded wells. Based on these premises, it is obvious that schemes with decelerations of 25 × 42 ms cannot provide sufficient time for completion of the growth and merging of microcracks into cracks forming the massif separate. Only circuits with decelerations above 100 ms can provide sufficient time for the formation of not only the fracture zone, but also pre-fracture.
Увеличенные интервалы замедления при поскважинном взрывании позволяют практически на порядок увеличить общее время действия на массив горных пород многократных знакопеременных нагрузок, включая растягивающие напряжения. Так, общее время развития взрыва блока из 81 скважины увеличивается с 536 мс при схеме взрывания 25×42 мс до 5600 мс при схеме взрывания 300×400 мс (фиг. 2). Существенно меняется распределение замедления между последовательно взрываемыми скважинными зарядами при различных схемах взрывания (фиг. 3). Так, в схеме с замедлениями 25×42 мс 88,7% составляют интервалы от 1 до 8 мс, в схеме с замедлениями 42×67 мс 87,5% составляют интервалы от 8 до 17 мс, в схеме с замедлениями 109×176 мс 86,2% составляют интервалы от 17 до 42 мс, а в схеме с замедлениями 300×400 мс 57,5% составляют замедления в 100 мс. Еще 37,5% скважин взрываются одновременно из-за кратности ступеней замедления 100 мс, но расстояние между такими скважинами всегда большое, исключающее их взаимовлияние, (на фиг. 2 часть из них выделена овалами) и между ними уже имеется разрушенный предыдущими взрывами массив, поглощающий волны напряжения [4].The extended deceleration intervals during downhole blasting make it possible to increase the total duration of repeated alternating loads, including tensile stresses, by an order of magnitude. So, the total development time of the explosion of a block of 81 wells increases from 536 ms for the
Замедление более 150 мс позволяет вести отбойку каждым скважинным зарядом (можно применить термин поскважинная отбойка) не на раскрытые трещины, как при замедлениях до 100 мс, а на свободную поверхность. Экспериментальный массовый взрыв с замедлением 150 мс по врубовому направлению между рядами скважин и 200 мс в перпендикулярном направлении - по рядам скважин - со стартом от средины блока с участком без забойки показал, что каждый скважинный заряд взрывается обособленно [4]. Только первый врубовый заряд срабатывает в условиях «жесткого зажима» нетронутым массивом горных пород и деформация пород возможна, преимущественно, в сторону открытой поверхности площадки уступа. Последующие два врубовых скважинных заряда ряда взрываются через 150 мс в ситуации, когда массив горных пород уже имеет существенные отличия от нетронутого: сформирована зона дробления от взрыва первого заряда, играющая роль свободной поверхности, в сторону которой тоже возможна подвижка разрушаемых пород. Кроме того, оба эти заряда расположены в зоне сильного воздействия волн напряжения первого заряда, вызвавшей увеличение нарушенности массива горных пород. Эта нарушенность, в виде раскрытых на определенную величину трещин, позволяет части сильно сжатых продуктов взрыва зарядов второй очереди проникать в эти трещины и развивать их рост активным расклинивающим действием. Следовательно, эта часть газов уже не работают в сторону верхней площадки уступа, а используется исключительно на разрушение массива и увеличение зоны предразрушения как по интенсивности ее нарушенности, так и размера в пространстве. Через 50 мс после взрыва пары врубовых зарядов срабатывают заряды по ряду скважин. И здесь картина изменилась еще больше: соседние скважины имеют трехкратное воздействие волн напряжения и, следовательно, более развитую нарушенность, в которую проникнет еще большее количество продуктов взрыва и усилит эту нарушенность. И так с каждой следующей парой скважинных зарядов возрастает нарушенность зоны предразрушения и увеличивается, соответственно, возможность активной фазы расклинивания трещин продуктами взрыва. Так, к 550 мс с начала взрыва срабатывают заряды, через зону воздействия которых уже прошло 9 волн напряжения, а соседние с ними скважины получили воздействие уже от 11 до 13 волн напряжения. Соответственно, вновь образованная площадь трещин увеличена уже в разы и выбросы газов из скважин без забойки существенно ослабевают [4], поскольку площадь сечения скважины уже сопоставима с вновь образованной поверхностью трещин в зоне предразрушения.Slowing down for more than 150 ms allows breaking with each borehole charge (the term downhole breaking can be used) not to open cracks, as with decelerations up to 100 ms, but to a free surface. An experimental mass explosion with a deceleration of 150 ms in the cut direction between the rows of wells and 200 ms in the perpendicular direction — along the rows of wells — starting from the middle of the block with a section without jamming, showed that each well charge explodes separately [4]. Only the first cutting charge is triggered under conditions of “hard clamping” by the untouched rock mass and deformation of the rocks is possible, mainly, towards the open surface of the ledge platform. The next two logging borehole charges of the series explode after 150 ms in a situation where the rock mass already has significant differences from the untouched: a crushing zone from the explosion of the first charge is formed, playing the role of a free surface, towards which destruction of the rocks is also possible. In addition, both of these charges are located in the zone of strong influence of the voltage waves of the first charge, which caused an increase in the disturbance of the rock mass. This disturbance, in the form of cracks opened by a certain size, allows part of the highly compressed products of the explosion of second-stage charges to penetrate these cracks and develop their growth by an active proppant. Consequently, this part of the gases no longer works towards the upper platform of the ledge, but is used solely to destroy the massif and increase the prefracture zone both in intensity of its disturbance and in size. 50 ms after the explosion of a pair of cutting charges, charges in a number of wells are triggered. And here the picture has changed even more: neighboring wells have a three-fold impact of stress waves and, therefore, a more developed disturbance, into which even more explosion products will penetrate and increase this disturbance. And so, with each next pair of borehole charges, the disturbance of the prefracture zone increases and, accordingly, the possibility of an active phase of wedging of cracks by explosion products increases. So, by 550 ms from the beginning of the explosion, charges are triggered, through the impact zone of which 9 voltage waves have already passed, and the wells adjacent to them have already been exposed to from 11 to 13 voltage waves. Accordingly, the newly formed fracture area has already been increased several times and gas emissions from wells without stemming are significantly weakened [4], since the well’s cross-sectional area is already comparable to the newly formed fracture surface in the prefracture zone.
В сочетании с клиновым врубом в глубине блока, обеспечивающим режим взрывания «в зажиме», качественные показатели характеризуются компактным развалом связно-сыпучих пород со спокойным рельефом поверхности, способствующим снижению потерь и разубоживания полезного ископаемого, практическим отсутствием крупных фракций горной массы.In combination with a wedge cut in the depths of the block, which provides an “in-clamp” blasting mode, quality indicators are characterized by a compact collapse of cohesive-loose rocks with a quiet surface topography, which helps to reduce losses and dilute the mineral, with the practical absence of large fractions of rock mass.
Для исследования параметров смещения взорванной горной массы с помощью радиомаяков был проведены экспериментальные взрывы с расположением скважин диаметром 170 мм по сетке 4×4 м и применением больших и низких интервалов межскважинных замедлений, которые показали следующее.To study the displacement parameters of the blasted rock mass using radio beacons, experimental explosions were conducted with the location of wells with a diameter of 170 mm on a 4 × 4 m grid and the use of large and low intervals of inter-well retardation, which showed the following.
На замедлениях до 100 мс средние величины смещения взорванной горной массы составляют от 2,6 до 6,5 м (фиг. 4), поверхность развала неравномерная, с большими перепадами высотных отметок (фиг. 5), линия отрыва развала от остающегося массива горных пород увеличена и достигает 10 м. При использовании замедлений от 150 до 200 мс средние величины смещения взорванной горной массы находятся в пределах от 2,0 до 4,0 м, а поверхность развала становится более спокойной (фиг. 6). С увеличением замедлений до 275-300 мс средние величины смещения взорванной горной массы снизились до 1,1-1,8 м, а поверхность развала равномерная, отсутствуют резкие перепады высотных отметок, минимальная линия отрыва по границе взорванного блока и целика (фиг. 7).At decelerations of up to 100 ms, the average displacement of the blasted rock mass is from 2.6 to 6.5 m (Fig. 4), the camber surface is uneven, with large differences in elevations (Fig. 5), the line of separation of the camber from the remaining rock mass increased and reaches 10 m. When using decelerations from 150 to 200 ms, the average displacement of the blasted rock mass is in the range from 2.0 to 4.0 m, and the camber surface becomes calmer (Fig. 6). With an increase in decelerations to 275-300 ms, the average displacement of the blasted rock mass decreased to 1.1-1.8 m, and the collapse surface was uniform, there were no sharp changes in elevations, the minimum separation line along the border of the blasted block and the pillar (Fig. 7) .
Были проведены экспериментальные массовые взрывы с использованием поверхностной сети с замедлениями в 300×400 мс. Характер развала взорванной горной массы позволяет судить о минимальном смещении, даже в сравнении с замедлениями 275×300 мс (фиг. 8). Разлет взорванной горной массы незначителен - основная масса взорванных горных пород находится в пределах контуров взрываемого блока. Экспериментальный взрыв с замедлением поверхностной сети 450×600 мс и скважинными замедлителями 5000 мс, выполненный в ноябре 2019 г., показал практическую ровную поверхность развала, полностью оставшегося в пределах контура блока (фиг. 9). Верхний слой мерзлоты мощностью до полуметра раздроблен без применения дополнительных зарядов в верхней части взрывных скважин. Применение скважинных детонаторов RIONEL LP-50 с замедлением в 5000 мс позволило повысить уровень безопасности при производстве взрывных работ - срабатывание поверхностных сетей происходит со значительным отрывом от скважинных детонаторов. Кроме того, появилась возможность производить монтаж схемы инициирования на блоке с различными по размеру сетками расположения взрывных скважин.Experimental mass explosions were conducted using a surface network with 300 × 400 ms decelerations. The nature of the collapse of the blasted rock mass allows us to judge the minimum displacement, even in comparison with decelerations of 275 × 300 ms (Fig. 8). The expansion of the blasted rock mass is insignificant - the bulk of the blasted rocks is within the boundaries of the blasted block. An experimental explosion with a surface network deceleration of 450 × 600 ms and 5000 ms downhole retarders, performed in November 2019, showed a practically flat camber surface that completely remained within the block contour (Fig. 9). The upper permafrost layer with a thickness of up to half a meter is crushed without the use of additional charges in the upper part of blast holes. The use of downhole detonators RIONEL LP-50 with a slowdown of 5000 ms made it possible to increase the level of safety during blasting operations - surface networks are triggered by a significant margin from the downhole detonators. In addition, it became possible to mount an initiation circuit on a block with blast hole grids of various sizes.
Снижение смещения взорванной горной массы при замедлениях 275-300 мс до 1-2 м по горизонтали позволяет выносить на поверхность развала горной массы границы локального участка оруденения с увеличением размера контура на 1-2 м (фиг. 10).Reducing the displacement of the blasted rock mass during decelerations of 275-300 ms to 1-2 m horizontally allows to bring to the surface of the rock mass collapse the boundaries of the local mineralization section with an increase in the size of the contour by 1-2 m (Fig. 10).
Таким образом, способ отработки локальных участков оруденения в крепких горных породах при использовании замедлений выше 300 мс позволяет достичь минимального смещения взорванной горной массы как в горизонтальном, так и вертикальном направлениях и тем самым решить поставленную задачу.Thus, the method of mining localized mineralization sites in strong rocks when using decelerations above 300 ms allows to achieve a minimum displacement of the blasted rock mass in both horizontal and vertical directions and thereby solve the problem.
Источники информацииSources of information
1. Горная энциклопедия. Том 1. - М.: Советская энциклопедия. 1984. С. 323.1. Mountain encyclopedia.
2. Патент Российской Федерации №2698391, МПК F42D 1/08, F42D 3/04 (прототип).2. Patent of the Russian Federation No. 2698391,
3. Оптимизация параметров взрывных работ увеличением интервалов замедления / Митюшкин Ю.А. [и др.] // Горный информационно-аналитический бюллетень. - 2015. - №4. - С. 341-348.3. Optimization of blasting parameters by increasing the intervals of deceleration / Mityushkin Yu.A. [et al.] // Mountain Information and Analytical Bulletin. - 2015. - No. 4. - S. 341-348.
4. Шевкун Е.Б., Лещинский А.В., Лысак Ю.А., Плотников А.Ю. Особенности взрывного рыхления при увеличенных интервалах замедления // Горный информационно-аналитический бюллетень. - 2017. - №4. - С. 272-282.4. Shevkun E.B., Leshchinsky A.V., Lysak Yu.A., Plotnikov A.Yu. Features of explosive loosening at extended intervals of deceleration // Mountain Information and Analytical Bulletin. - 2017. - No. 4. - S. 272-282.
5. Hino К. Fragmentation of rock through blasting and shock waves, theory of blasting Quarterly of the Colorado School of Mines, Golden, 1956, 51. P. 189-209.5. Hino K. Fragmentation of rock through blasting and shock waves, theory of blasting Quarterly of the Colorado School of Mines, Golden, 1956, 51. P. 189-209.
6. Скрябин P.M., Фёдоров Л.H. Новые подходы к организации ресурсосберегающих процессов разрушения горных пород // Горный информационно-аналитический бюллетень. - 1995. - №5. - С. 59-62.6. Scriabin P.M., Fedorov L.N. New approaches to the organization of resource-saving processes of rock destruction // Mining Information and Analytical Bulletin. - 1995. - No. 5. - S. 59-62.
7. Каркашадзе Г.Г., Ларионов П.В., Мишин П.Н. Моделирование роста трещины под действием циклической нагрузки // Горный информационно-аналитический бюллетень. - 2011. - №3. - С. 258-262.7. Karkashadze G.G., Larionov P.V., Mishin P.N. Modeling crack growth under cyclic loading // Mountain Information and Analytical Bulletin. - 2011. - No. 3. - S. 258-262.
8. Справочник взрывника / Б.Н. Кутузов [и др.]. Под общей редакцией Б.Н. Кутузова - М: Недра, 1988. - 511 с.8. The reference book of the detonator / B.N. Kutuzov [et al.]. Under the general editorship of B.N. Kutuzova - M: Nedra, 1988 .-- 511 p.
9. Барон В.Л., Кантор В.X. Техника и технология взрывных работ в США. - М.: Недра, 1989. - 376 с.9. Baron V.L., Cantor V.X. Technique and technology of blasting in the USA. - M .: Nedra, 1989 .-- 376 p.
10. Хопунов Э.А. Селективное разрушение минерального и техногенного сырья (в обогащении и металлургии). - Екатеринбург: ООО «УИПЦ», 2013. - 429 с.10. Hopunov E.A. Selective destruction of mineral and industrial raw materials (in enrichment and metallurgy). - Yekaterinburg: LLC “UIPC”, 2013. - 429 p.
11. Кочанов А.Н., Одинцев В.Н. Теоретическая оценка радиуса области предразрушения пород при камуфлетном взрыве // Взрывное дело. - 2015. - №113/70. - С. 41-54.11. Kochanov A.N., Odintsev V.N. Theoretical assessment of the radius of the area of pre-fracture of rocks in a camouflage explosion // Blasting. - 2015. - No. 113/70. - S. 41-54.
12. Садовский М.А., Адушкин В.В., Спивак А.А. О размере зон необратимого деформирования при взрыве в блочной среде // Изв. АН СССР. Физика Земли. - 1989. - №9.12. Sadovsky M.A., Adushkin V.V., Spivak A.A. On the size of zones of irreversible deformation during an explosion in a block medium // Izv. USSR Academy of Sciences. Physics of the Earth. - 1989. - No. 9.
Claims (2)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2019143882A RU2723419C1 (en) | 2019-12-23 | 2019-12-23 | Method of development of local areas of mineralization in strong rocks |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2019143882A RU2723419C1 (en) | 2019-12-23 | 2019-12-23 | Method of development of local areas of mineralization in strong rocks |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2723419C1 true RU2723419C1 (en) | 2020-06-11 |
Family
ID=71095975
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2019143882A RU2723419C1 (en) | 2019-12-23 | 2019-12-23 | Method of development of local areas of mineralization in strong rocks |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2723419C1 (en) |
Citations (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU1010923A1 (en) * | 1980-11-28 | 1983-10-07 | Среднеазиатский Научно-Исследовательский И Проектный Институт Цветной Металлургии | Method for conducting explosion operations in boundary zone |
| WO2005052499A1 (en) * | 2003-11-28 | 2005-06-09 | Orica Explosives Technology Pty Ltd | Method of blasting multiple layers or levels of rock |
| WO2007096734A1 (en) * | 2006-02-20 | 2007-08-30 | Institute Of Communications And Information Technologies, Kyrgyz-Russian Slavic University | Method for drilling-and-blasting operations at open pits |
| RU2655009C1 (en) * | 2017-03-10 | 2018-05-23 | ФГБОУ ВО "Тихоокеанский государственный университет" | Method of explosive rocks destruction optimal parameters determining taking into account of the pre-destruction zone |
| RU2677727C1 (en) * | 2018-02-21 | 2019-01-21 | Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего образования "Тихоокеанский государственный университет" | Optimal es charge determining method taking into account of the pre-destruction zone |
| RU2698391C1 (en) * | 2018-11-27 | 2019-08-26 | Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего образования "Тихоокеанский государственный университет" | Blasting method taking into account pre-destruction zone |
-
2019
- 2019-12-23 RU RU2019143882A patent/RU2723419C1/en active
Patent Citations (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU1010923A1 (en) * | 1980-11-28 | 1983-10-07 | Среднеазиатский Научно-Исследовательский И Проектный Институт Цветной Металлургии | Method for conducting explosion operations in boundary zone |
| WO2005052499A1 (en) * | 2003-11-28 | 2005-06-09 | Orica Explosives Technology Pty Ltd | Method of blasting multiple layers or levels of rock |
| WO2007096734A1 (en) * | 2006-02-20 | 2007-08-30 | Institute Of Communications And Information Technologies, Kyrgyz-Russian Slavic University | Method for drilling-and-blasting operations at open pits |
| RU2655009C1 (en) * | 2017-03-10 | 2018-05-23 | ФГБОУ ВО "Тихоокеанский государственный университет" | Method of explosive rocks destruction optimal parameters determining taking into account of the pre-destruction zone |
| RU2677727C1 (en) * | 2018-02-21 | 2019-01-21 | Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего образования "Тихоокеанский государственный университет" | Optimal es charge determining method taking into account of the pre-destruction zone |
| RU2698391C1 (en) * | 2018-11-27 | 2019-08-26 | Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего образования "Тихоокеанский государственный университет" | Blasting method taking into account pre-destruction zone |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| RU2655009C1 (en) | Method of explosive rocks destruction optimal parameters determining taking into account of the pre-destruction zone | |
| Singh et al. | Controlled blasting for long term stability of pit-walls | |
| RU2698391C1 (en) | Blasting method taking into account pre-destruction zone | |
| RU2723419C1 (en) | Method of development of local areas of mineralization in strong rocks | |
| Begalinov et al. | Formulation of methods reducing landslide phenomena and the collapse of career slopes during open-pit mining | |
| RU2511330C2 (en) | Method for large-scale explosive destruction of mine rock masses of complex structure for selective extraction of mineral deposit at open-pit mining | |
| Shamaev et al. | Wall control and contour blasting to ensure the stability of the quarry boards when operating drilling and blasting works | |
| RU2116612C1 (en) | Method of execution of blasting operations | |
| Shevkun et al. | Development of Complex Ore Zones | |
| Roy et al. | Geological Discontinuities, Blast Vibration and Frag-mentation Control—A Case Study | |
| Singh et al. | Applicability of controlled blasting in large opencast mine at dragline bench blast | |
| Eremenko | Blast design for improved performance and reduced surface vibration–a case study | |
| RU2725721C1 (en) | Method for formation of charge in well combined open-underground mining | |
| Sastry et al. | Application of high-speed videography in assessing the performance of blasts | |
| Gaopale et al. | Application of artificial neural networks to predict blast-induced ground vibration in a diamond mine | |
| RU2784839C1 (en) | Method for carrying out explosive operations in the circuit zone of quarry | |
| RU2017960C1 (en) | Method for rock breaking by blasting | |
| RU2507471C1 (en) | Explosion method of rock masses with different strength values | |
| Shevkun et al. | Explosive Preparation of Rocks in Career with Well Retarders | |
| RU2791609C1 (en) | Method of conducting blasting operations on extended blocks, taking into account the pre-destruction zone | |
| RU2478913C1 (en) | Method to explode rock massifs of various strength | |
| Shevkun et al. | Management of Explosive Crushing of Rock Mass in Quarries | |
| Seccatore et al. | The music of blasting | |
| RU2184928C1 (en) | Method for conducting of drilling and blasting operations | |
| RU2232892C2 (en) | Method for cutting minerals at subterranean conditions |