CN105043179A - 高能量爆破 - Google Patents

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Abstract

本发明涉及高能量爆破。在开采可回收材料中高能量爆破岩石的方法,包括:在钻孔、装填和爆破的单一循环中,在爆破区(1)中钻出爆破孔,用爆炸物装填爆破孔且然后点燃爆破孔中爆炸物。爆破区包括(a)高能量爆破区,在高能量爆破区中爆破孔(2)被第一爆炸物(5)部分装填以提供高能量爆破区的具有每立方米高能量层中未爆破岩石的至少1.75kg爆炸物的单位炸药消耗量的高能量层(12),且其中那些爆破孔中至少一些还被第二爆炸物(6)装填以提供高能量爆破区的在高能量层上的低能量层;和(b)在高能量爆破区和外周之间的低能量爆破区(11)。低能量层和低能量爆破区每个具有比高能量层的单位炸药消耗量低的单位炸药消耗量且高能量层的单位炸药消耗量是其单位炸药消耗量至少2倍。

Description

高能量爆破
本申请是申请日为2011年4月15日,申请号为201180025552.2,发明名称为“高能量爆破”的申请的分案申请。
技术领域
本发明涉及爆破的方法,并且特别地涉及用于可回收矿物的高能量爆破。
背景技术
在开采可回收矿物时,爆破提供第一步骤,即破裂并且把主岩从其在地下的初始状态逐出。无论开采主要以表面或露天开采操作进行,还是主要以表面下或地下开采操作进行,都是这样的情形。用于可回收矿物的爆破可以在基本上包含废的或覆盖层材料的岩石中或在包含代表待采矿的一种或多种有价值的矿物的可回收的浓度的矿石或其他的可回收矿物的岩石中发生。在一些情况下,爆破可以在废的矿物和可回收矿物两者中发生。
矿山生产能力可以通过实现岩石的更有效的断裂和/或运动的爆破被改进。这可以改进采矿设备例如挖掘机和牵引机或传送配备的效率。此外,在用于金属性的矿物的采矿的情况下,改进的岩石断裂可以导致性能的以及下游的粉碎和矿石回收过程的全过程的改进。特别地,更精细的破碎可以改进性能以及压碎和研磨环路的全过程,这些通常是用于矿石回收的岩石处理的最为成本和能源密集的阶段。除了岩屑的物理尺寸之外,相信,岩石的固有的结构强度的弱化可以进一步改进压碎和研磨性能。爆破过程中宏观裂缝和微观裂缝的创造因此被相信有助于这样的改进的粉碎性能。
对待研磨的矿的研究已经显示出,爆炸物单位炸药消耗量的适度的增加,以10-20%的数量级,可以给予全过程的提高的研磨。已经提出,更剧烈的增加,以2-10倍的数量级,可以实际上导致进行粉碎过程的大部分的爆炸物能量并且导致研磨全过程的更大的增加。在研磨全过程中的甚至10%增加的经济影响是对于许多金属性的或贵金属矿来说巨大的。另外的益处将来自电消耗和相关联的温室气体排放的减少,这些还可以具有附于它们的经济价值。
到目前为止,对实现爆破中的非常高的爆炸物能量集中的主要的束缚(常规地在单位炸药消耗量的方面表达)已经基本上围绕对增加的能量的控制。爆破设计需要安全地限制爆炸物能量,以避免飞石、过度的振动和噪音,以及对周围的矿井基础设施的破坏,包括边坡或剩余的完整岩石。在地下采矿中,岩石断裂有时意图被限于矿石的区,例如采矿场内,而不过度地断裂围绕矿石区的废石。如果废石被断裂入采矿场中,那么矿石与废料比率减小;这是被称为贫化的有害的过程。此外,对周围的岩石的过度的破坏可以导致矿井不稳定。进口隧道或巷道也需要被保护不受过度的破坏。
爆炸物能量或单位炸药消耗量的增加已经因此通常被这些因素束缚。当爆破设计者已经力求最大化爆破内的爆炸物能量以实现改进的破碎时,爆破设计已经通常被限于避免飞石和其他的破坏环境事件的最高的单位炸药消耗量。
如果爆破可以导致需要粉碎的岩石的改进的破碎和断裂,那么其将因此是主要优点。本发明提供这样的改进,并且同时确保有害的爆破环境影响被安全地约束。
如上文提出的,爆破设计者通常通过单位炸药消耗量来描述爆破内的爆炸物能量浓度。单位炸药消耗量通常以每单位未爆破岩石的体积或质量的爆炸物质量来表达。因此,单位炸药消耗量可以每堆或每固体立方米未爆破岩石的爆炸物千克数(kg/bcm或kg/m3)来表达。单位炸药消耗量还可以作为千克每吨未爆破岩石的千克数(kg/t)来表达。少见地,单位炸药消耗量可以每单位体积或质量岩石的爆炸物体积数来表达。其他的单位,例如的每立方英尺未爆破岩石的爆炸物磅数(lb/ft3)的英制单位或甚至混合单位,例如每吨岩石的爆炸物磅数也被使用。偶尔地,如果已知每单位质量的爆炸物能量含量,那么爆破设计者可以每单位岩石体积或质量的爆炸物能量,例如每吨未爆破岩石的爆炸物能量的MJ(MJ/t岩石)来表达单位炸药消耗量。将理解,虽然本文中使用每单位体积未爆破岩石的爆炸物质量的公制单位,但是所有这样的单位制可以通过简单地应用合适的单位转换系数、每单位质量的密度或爆炸物能量含量来可互换地使用。
常规地,总体爆破单位炸药消耗量描述了爆破区域中的爆炸物的总质量除以爆破区域中的总岩石体积或质量。然而,也可以使用局部的单位炸药消耗量描述在爆破的区域或区中的单位炸药消耗量。在这样的情况下,区可以被爆破设计者定义为在爆破内的一些几何点、线、平面或表面内的区域。爆破极限或外周通常被最外的爆破孔或自由表面或边缘界定。偶尔地,另外的量的岩石可以被加入最外的孔中以界定爆破区域或其中的区。这样的另外的量可以构成最外的爆破孔的负荷(burden)或间距的一部分。这样的极限还可以界定爆破区域或区的外周。爆炸物的柱的端部,或与惰性填塞材料的界面,也可以便利地被用作用于界定爆破区或层的点。在单个孔的水平,单位炸药消耗量可以以每单位围绕孔的岩石体积的爆炸物含量(质量或能量)来表达,即特定的孔意图在爆破中使其破裂的岩石体积。常规地,因此,单位炸药消耗量还可以孔中的爆炸物含量(质量或能量)除以孔负荷、间距和深度(或爆破区的总高度)的乘积来表达。因此计算出的岩石体积也可以通过乘以岩石密度而被转换为岩石质量,如果期望以每单位质量岩石的爆炸物质量来表达单位炸药消耗量的话。如果爆破孔型式和爆破孔中的爆炸物装填是在爆破区域内规则的,那么总体爆破单位炸药消耗量将等于局部的或甚至单个爆破孔的单位炸药消耗量。
在普通的爆破技术,在用于可回收矿物的露天开采和地下开采两者中,中使用的单位炸药消耗量通常具有用于生产爆破的1kg/m3或更小的数量级。单位炸药消耗量和常规的爆破方法的实例、定义和计算可以在以下中找到:
ICIHandbookofBlastingTables,1990年7月;
OricaExplosivesBlastingGuide,1999年8月,ISBN0646240013;
ICIExplosivesSafeandEfficientBlastinginOpenCutMines,1997;以及
TamrockHandbookofSurfaceDrillingandBlasting。
澳大利亚的OricaMiningServices的爆破技术中的单位炸药消耗量的实例在WO2005/052499中给出。
偶尔地,单位炸药消耗量可以被增加至约1.5kg/m3,并且此外已经具有关于在一些露天开采矿山中使用高至2.2kg/m3的单位炸药消耗量的报导。这样的高单位炸药消耗量已经很少在生产爆破中使用,对于非常硬的岩石来说,其中岩石的硬度以及填塞物的调整被用于控制飞石。
在地下采矿中的专门的爆破条件下,单位炸药消耗量可以比其高。然而,这些条件已经在轴、进口隧道或巷道、或所谓的上升部、提升部、凹槽或矿石通路的构建中以提供用于运输碎矿石的导管。这些条件包括在高度地封闭的空间中的爆破,如果矿石贫化不是问题的话。作为对比,采矿场中的用于可回收矿物的矿石的爆破常规地以低于1.5kg/m3的单位炸药消耗量进行,以不过度地破坏周围的完整岩石或矿井结构或通过把周围的废石断裂入矿石中导致矿石的过度的贫化。
发明内容
我们现在已经发现,可能的是在生产爆破中实现比已经常规地被采用的那些高得多的单位炸药消耗量以及由此的提高的爆炸物能量集中,同时安全地限制爆炸物能量。虽然其主要优点是改进的岩石破碎的实现,但是其也可以是在废石或覆盖层岩石的移除中有利的,其中提高的挖掘或采矿效率可以通过影响岩石的位移或最后的分布而实现。
根据本发明的第一方面,提供在开采可回收矿物中爆破岩石的方法,包括:在钻孔、装填和爆破的单一循环中,在爆破区中钻出爆破孔,使用爆炸物装填所述爆破孔并且然后点燃在所述爆破孔中的所述爆炸物,其中所述爆破区包括高能量爆破区,在所述高能量爆破区中爆破孔由第一爆炸物部分地装填以提供所述高能量爆破区的具有每立方米所述高能量层中的未爆破岩石的至少1.75kg爆炸物的单位炸药消耗量的高能量层,并且在所述高能量爆破区中那些爆破孔中的至少一些还被第二爆炸物装填以提供所述高能量爆破区的在所述高能量层与那些爆破孔的相邻的端部之间的低能量层,所述低能量层具有比所述高能量层的单位炸药消耗量低的单位炸药消耗量且所述高能量层的单位炸药消耗量是所述低能量层的单位炸药消耗量的至少2倍。
通过本发明,岩体自身的一部分,即较低能量的层,可以被用于限制高能量层的爆炸物能量,使非常高的单位炸药消耗量能够被使用。因此,在露天和地下采矿两者中,低能量层可以提供岩石的保护层或覆层,其在高能量层被引发的时间可以是未被爆破的。在一个实施方案中,本发明可以甚至在抛掷爆破(throwblast)中或在其中一些爆破材料经受抛掷爆破的类型的爆破中使用。
为了本发明的目的,高能量爆破区被定义为爆破区的被所述第一爆炸物装填的最外的爆破孔划界的部分。高能量层被所述第一爆炸物的柱的端部或末端以及接合高能量爆破区的爆破孔中的第一爆炸物的柱的共有端部(即相对于柱的长度的上部或下部)的平面划界。相应地,高能量爆破区的低能量层被高能量层以及接合被所述第二爆炸物装填的高能量爆破区的那些爆破孔的和所述最外的爆破孔的相邻的端部的平面划界。在露天采矿中,爆破孔的相邻的端部是钻孔口端部。在地下开采中,爆破孔的相邻的端部可以是下端端部。
在一个实施方案中,所述高能量爆破区中的所述低能量层具有每立方米所述低能量层中的未爆破岩石的至多2.0kg或至多1.5kg爆炸物的单位炸药消耗量。在一些实施方案中,其是至多1kg/m3,例如至多0.5kg/m3或甚至至多0.25kg/m3
优选地,所述低能量层在垂直远离所述高能量层的方向上具有至少2m的深度或厚度。
所述高能量爆破区的所述高能量层可以具有每立方米所述高能量层中的未爆破岩石的高至20或更多kg爆炸物的单位炸药消耗量。在一个实施方案中,其是至少2kg/m3或甚至至少2.5kg/m3。在另一个实施方案中,其是至少4kg/m3,例如至少6kg/m3或甚至至少10kg/m3
各种实现高能量爆破区的所述高能量层和所述低能量层的方式是可能的,无论第一爆炸物和第二爆炸物是相同的还是不同的。典型地,比高能量层中小的或少的炸药量可以被装填入低能量层中。这可以包括在高能量层中使用更多的爆破孔。其还可以包括不装填低能量层中的爆破孔中的一些,或在低能量层中使用填塞物或空气的惰性层面。
可以使用具有不同的密度的爆炸物;其中较高的密度在高能量层中使用。此外,可以使用具有变化的能量输出的爆炸物,其中第一爆炸物具有比第二爆炸物大的每单位质量的爆破能。特别地,具有较高的震动或破碎能量输出每单位质量的爆炸物可以在高能量层中使用。第一爆炸物可以另外地或可选择地具有比第二爆炸物大的爆破爆速。例如,被称为重ANFO的爆炸物可以在高能量层中使用并且较低密度的ANFO(硝酸铵燃料油)爆炸物可以在低能量层中使用。
另一个实现所述高能量层和所述低能量层的手段是使用具有不同的直径的爆破孔,在高能量层中使用较大的直径。因此,在一个实施方案中,所述高能量区中的至少被第一爆炸物和第二爆炸物两者装填的那些爆破孔具有被所述第一爆炸物装填的第一直径部分和被所述第二爆炸物装填的第二直径部分,并且其中所述第一直径大于所述第二直径。使用合适的可变直径钻孔技术,将是可能的是,在低能量层中钻出具有较小的直径的爆破孔并且在高能量层中钻出具有较大的直径的爆破孔。
第一爆炸物和第二爆炸物可以在相同的时间被点燃。因此,例如,在任何一个爆破孔中的第一爆炸物和第二爆炸物可以在相同的时间被点燃。然而,相信,相继地引发高能量爆破区中的所述高能量层和所述低能量层是有利的。相继的爆破可以以任何顺序,但是优选地,高能量层中的第一爆炸物在低能量层中的第二爆炸物之后被点燃。
作为层的相继的爆破中的通用的规则,优选的是,在所述高能量层和所述低能量层中的一个中待点燃的任何负载的所述爆炸物在点燃所述高能量层和所述低能量层中的另一个中最接近的任何负载的所述爆炸物之后至少约500ms被点燃。最接近的负载的爆炸物可以在同一个爆破孔或相邻的爆破孔中。特别地在大的爆破中,而且在爆破振动不被过度地关心的情况下,根据相继爆破技术可能是期望的是,引发在高能量区的所述高能量层和所述低能量层中的一个中的爆破,同时在高能量层中的另一个中的爆破仍然在高能量爆破区中的其他地点正在被引发。
在具体的实施方案中,在所述高能量层和所述低能量层中的所述一个中待点燃的所述爆炸物的第一负载在点燃所述高能量层和所述低能量层中的所述另一个中的所述爆炸物的最后的负载之后至少约500ms被点燃。
因此,在一个实施方案中,高能量层在最接近的爆炸物负载的引发之后至少约500ms被引发,以在高能量爆破区的低能量层中点燃。可以甚至是更有利的是,在最后一个爆炸物负载的引发之后至少约500ms引发高能量层中的第一负载,以在低能量层中点燃。
在层的相继爆破中,在爆破第一层和爆破第二层之间的至少500ms的优选的延迟,无论相对于第一层中的最接近的爆炸物负载还是相对于第一层中的最后的引发,可以是至少约2000ms。在一些情况下,这种延迟可以是更长的,例如多于5000ms。基本上,在第二层的引发之前,这样的长的延迟允许来自第一层,通常低能量层,的岩石中的至少大多数的完全的破碎和运动的停止,无论局部地还是遍及整个的高能量爆破区。这种延迟可以是甚至更长的,只要爆破基本上是在矿山内的钻孔和爆破的单一循环的一部分。
电子定时雷管提供为了本发明的目的的引发的最有效的手段。然而,使用非电的引发手段是可能的。
WO2005/052499公开了在不具有如本文描述的高能量层的使用的情况下的岩石的两个或更多个层的爆破,并且受制于这种差异的其中描述的爆破特征中的许多可以被应用于本发明。WO2005/052499的公开内容因此通过引用并入本文。
在一个实施方案中,根据本发明的爆破在露天开采矿山中,在所述露天开采矿山中所述爆破孔向下地延伸并且所述高能量层在所述低能量层下方。低能量层中的第二爆炸物的爆破,或低能量层中的未被爆破的材料,可以导致在高能量层上的材料的覆层。
在这一实施方案中,高能量层中的第一爆炸物可以偏离高能量爆破区中的爆破孔的下端,例如高至2m或更多。那些爆破孔的在高能量层和下端之间的部分可以包括填塞物和/或空气的惰性层面。可选择地,爆破孔可以被钻孔至比岩石断裂区的设计深度少的深度,例如高至2m或更多,所述岩石断裂区普遍地被称为爆破的设计台阶底(designbenchfloor)或均夷面(gradelevel)。
可选择地,在一个变化形式中,所述高能量爆破区中的被第一爆炸物装填的所述爆破孔中的至少一些还被另外的爆炸物装填以提供在所述高能量层与所述高能量爆破区中的所述爆破孔的所述下端之间的第二低能量层,所述第二低能量层具有比所述高能量层的单位炸药消耗量低的单位炸药消耗量且所述高能量层的单位炸药消耗量是所述第二低能量层的单位炸药消耗量的至少2倍。优选地,该第二低能量层具有每立方米所述第二低能量层中的未爆破岩石的至多1.5kg爆炸物的单位炸药消耗量。
在可选择的实施方案中,根据本发明的爆破在地下矿山中,并且所述第一爆炸物和所述第二爆炸物被分别更接近于所述爆破孔的钻孔口和更接近于所述爆破孔的下端来装填。低能量层中的第二爆炸物的爆破,或低能量层中的未被爆破的材料,可以导致在高能量层和周围的岩石之间的材料的覆层。
在这一可选择的实施方案中,高能量层中的第一爆炸物可以偏离高能量爆破区中的爆破孔的钻孔口,例如高至2m或更多。那些爆破孔的在高能量层和钻孔口之间的部分可以包括填塞物和/或空气的惰性层面。可选择地,在一个变化形式中,所述高能量爆破区中的被第一爆炸物装填的所述爆破孔中的至少一些还被另外的爆炸物装填以提供在所述高能量层和所述高能量爆破区中的所述爆破孔的所述钻孔口之间的第二低能量层,所述第二低能量层具有比所述高能量层的单位炸药消耗量低的单位炸药消耗量且所述高能量层的单位炸药消耗量是所述第二低能量层的单位炸药消耗量的至少2倍。优选地,该第二低能量层具有每立方米所述第二低能量层中的未爆破岩石的至多1.5kg爆炸物的单位炸药消耗量。
上文描述的第二低能量层可以通过选自本文描述的那些用于实现包括第二爆炸物的低能量层的方法被实现。
具有较低的或常规的单位炸药消耗量的缓冲区也可以在爆破的边缘和背部处提供,以限制对边坡、剩余的岩石结构或邻接的块的横向破坏。这种布置还可以提供从爆破区放射的爆破振动的减小和/或来自自由表面的岩石表达的减小。爆破还可以是“下劈处”或被来自之前的爆破的材料缓冲,因此没有接近于高能量区的完全地暴露的自由面。
因此,在一个实施方案中,所述爆破区具有外周,并且所述高能量爆破区通过包括在所述单一循环中被钻孔、装填和爆破的爆破孔的低能量爆破区而与所述外周隔离,所述低能量爆破区中的所述爆破孔被爆炸物装填以提供比所述高能量爆破区的单位炸药消耗量低的单位炸药消耗量且所述高能量爆破区的单位炸药消耗量是所述低能量爆破区中的所述爆破孔的单位炸药消耗量的至少2倍。低能量爆破区可以基本上或完全地围绕高能量爆破区延伸。
优选地,低能量爆破区具有每立方米所述低能量爆破区中的未爆破岩石的至多1.5kg爆炸物的单位炸药消耗量。
有利地,高能量爆破区中的爆炸物在低能量爆破区中的爆炸物已经被点燃之后被点燃。在点燃低能量爆破区和高能量爆破区之间的延迟可以是例如如上文对于高能量爆破区中的低能量层和高能量层之间的延迟描述的。
低能量爆破区可以使用上文对于实现高能量爆破区的低能量层所描述的任何方法来实现。
本发明的一个具体的实施方案是提供在含有可回收矿物例如金属性的矿物的经济的浓度的矿石的区域中的高能量爆破区,以及提供在废石的区域中的低能量爆破区。
附图说明
各种用于实现本发明的实施方案和方法在以下的实施例中描述,实施例仅为了例证的目的给出并且不应当被认为是限制本发明的范围。
实施例参照附图,在附图中:
图1示出了根据实施例1a的常规的露天开采爆破的横截面,以及所得到的最大石堆位移,其中速度的轮廓线以阴影示出,如由被称为SoH的高级爆破模型建模的。该模型在Minchinton,A.和Lynch,P.,1996,Fragmentationandheavemodellingusingacoupleddiscreteelementgasflowcode,Proc.5thInternationalSymposiumonRockFragmentationbyBlasting-Fragblast5(编辑:BMohanty),第71-80页,(Balkema:Rotterdam);以及Minchinton,A.和Dare-Bryan,P.,2005,Ontheapplicationofcomputermodellingforblastingandflowinsublevelcavingoperations,Proc.9thUndergroundOperators'Conference,Perth,WA7-9,2005年3月(AusIMM)中描述。
图2示出了根据实施例1b的另一个常规的但是很少使用的露天开采爆破的横截面,以及所得到的最大石堆位移,如由高级爆破模型SoH建模的;
图3示出了根据本发明的实施例2的露天开采爆破的实施方案的横截面,以及所得到的最大石堆位移以及最终石堆位移;
图4是相似于图3的视图,但是是根据本发明的实施例3的露天开采爆破的另一个实施方案的视图;
图5是相似于图3的视图,但是是根据实施例4a的常规的露天开采爆破的视图;
图6是相似于实施例4a中的爆破的爆破的相似于图5的视图,但是被修改为是根据本发明的实施例4b的露天开采爆破的实施方案;
图7是根据本发明的实施例5的露天开采爆破的实施方案的示意图;
图8示出了根据本发明的实施例6的地下爆破的横截面;
图9是相似于地下爆破的横截面的图8的视图的视图,示出了根据本发明的实施例7的本发明的另一个实施方案;
图10示出了根据本发明的实施例8的露天开采抛掷爆破的横截面;
图11示出了根据本发明的实施例9的另一个露天开采抛掷爆破的横截面;
图12示出了根据本发明的实施例10的又一个露天开采抛掷爆破的横截面;
图13示出了来自实施例10的抛掷爆破的SoH爆破模型的输出;
图14是根据本发明的实施例11的露天开采爆破的实施方案的示意图;以及
图15和16示出了来自实施例11的爆破的SoH爆破模型的输出。
具体实施方式
在实施例1至7中,岩石类型被分类为具有超过150MPa的无侧限抗压强度的含硬金属性矿石的岩石。除了另有说明,爆炸物是以约1300kg/m3的密度的重ANFO类型。惰性材料,通常是碎石集料或有时是钻屑,被用作填塞物。所有的孔从最上的爆炸物柱的最上的端部被填塞至爆破孔的在爆破表面处的最上的端部或钻孔口。爆破区位于含有可回收金属的矿石的区域内。在爆破之后,矿石使用索铲挖掘机被装入卡车中并且在包括初碎机、半自磨(SAG)机和球磨机的粉碎环路中被处理,以生产用于下游的矿物加工操作的小于75微米的矿石颗粒。在根据本发明的爆破中,使用较高浓度的爆炸物能量导致改进的破碎以及装填和牵引和粉碎采矿过程的提高的生产能力。
在实施例1至4中,露天采矿操作中的具有台阶高度12m的爆破区被钻出229mm直径的孔。
在所有的实施例中,包括实施例5至11,在钻孔、装填和爆破的单一循环内,爆破区被钻孔,装填爆炸物并且点燃。
在实施例5中,根据本发明的爆破利用用于高能量层的具有较大直径的爆破孔长度,如在该实施例中描述的,但在其他方面,爆破是如上文一般地描述的。
在实施例6和7中,根据本发明的爆破是在地下的并且爆破孔大体向上延伸远离入口隧道,如在这些实施例中描述的,但在其他方面,爆破是如上文一般地描述的。爆破孔还可以大体向下延伸远离入口隧道并且在这样的爆破孔中的爆破将是如在实施例6中一般地描述的,除了该差异之外。
在实施例8-10中,爆破在露天煤矿中,其中待爆破的覆盖层岩石具有约40MPa的平均无侧限抗压强度。在这些实施例中,本发明提供覆盖层向最后的破坏位置(spoilposition)中的改进的抛射以及对于提高的矿山机器生产能力的增强的破碎。
为了方便,相同的参考数字在所有的实施例中使用。
实施例1-常规的爆破方法在露天开采中的使用
本实施例主要例证了常规的爆破实践并且表明使用这样的常规方法的高单位炸药消耗量不是安全的并且因此对用于可回收矿物的开采操作是不可行的。
实施例1a
第一个基本情形的常规的爆破反映了使用常规的约0.8kg/m3的未爆破岩石的单位炸药消耗量的标准实践。图1图示了以米计的爆破的竖直深度和水平深度,参照在图1中示出的爆破区(1)的横截面,爆破包括八行(2),每行三十个爆破孔,每个具有229mm的公称直径。平均或标称负荷(3)和间距(在图1的平面外)分别地是6.8m和7.8m。总爆破孔深度(4)是约14m,使用在距表面12m的设计台阶底深度以下的2m的先钻。所有的孔被9.4m的爆炸物柱装填,从而导致约0.8kg爆炸物/m3的未爆破岩石的单位炸药消耗量。包括之前被爆破的岩石的缓冲材料的主体以较暗的灰度梯度示出,从爆破的面(在0m处)延伸。在图1的顶部部分中还示出了在雷管X处的以毫秒计的孔的标称引发(行间的延迟)时间,其中65ms的沿着行的孔间延迟(未示出,在图的平面外)被使用。基于每个孔计算,单位炸药消耗量被如下地确定:
每孔爆炸物质量=9.4m的爆炸物×53.54kg/m在229mm孔中=503kg
每孔未爆破岩石体积=6.8m负荷×7.8m间距×12m台阶高度=636m3的未爆破岩石
单位炸药消耗量=每孔爆炸物质量/每孔未爆破岩石体积=503kg爆炸物/636m3的未爆破岩石=0.79kg爆炸物/m3的未爆破岩石。
从在图1的底部所表示的所得竖直最大石堆位移看到,使用常规的单位炸药消耗量的常规实践获得具有约9.5m的岩石的最大安全位移的常规的石堆,因此没有飞石。
实施例1b
第二个基本情形的常规的爆破反映了标准实践,但是使用非常高的接近于4kg/m3的未爆破岩石的单位炸药消耗量。图2图示了以米计的爆破的竖直深度和水平深度,参照在图2中示出的爆破区域(1)的横截面,本爆破包括十五行(2),每行三十个爆破孔,每个具有229mm的公称直径。在本爆破内是包括行1-13(行在图2中从右至左编号)的高能量区。本区中的平均或标称负荷(3)和间距(在图的平面外)分别地是3.1m和3.1m。总爆破孔深度(4)是约13m,使用在距表面12m的设计台阶深度以下的1m的先钻。所有的孔被8.4m的爆炸物(5)柱装填,从而导致约4kg爆炸物/m3的未爆破岩石的单位炸药消耗量。包括之前被爆破的岩石的缓冲材料的主体以较暗的灰度梯度示出,从爆破的面(在0m处)延伸。在图2的顶部部分中还示出了在雷管X处的以毫秒计的孔的标称引发(行间的延迟)时间,其中65ms的沿着行的孔间延迟(未示出,在图的平面外)被使用。在爆破的背部处的行14-15(6)以较大的平均或标称负荷和间距,导致在相对于新的边坡的这种缓冲区中的较低的单位炸药消耗量。
基于每个孔计算,高能量区中的单位炸药消耗量被如下地确定:
每孔爆炸物质量=8.4m的爆炸物×53.54kg/m在229mm孔中=450kg
每孔未爆破岩石体积=3.1m负荷×3.1m间距×12m台阶高度=115m3的未爆破岩石
单位炸药消耗量=每孔爆炸物质量/每孔未爆破岩石体积=450kg爆炸物/115m3的未爆破岩石=3.91kg爆炸物/m3的未爆破岩石。
从在图2的底部所表示的所得最大竖直石堆位移看到,使用高单位炸药消耗量的常规实践导致具有过多的飞石的完全不受控制的爆破,达到约70m的高度。这表明常规的爆破方法不能够使用高单位炸药消耗量而被安全地采用。
实施例2
本实施例表明了本发明的一个实施方案。图3图示了以米计的爆破的竖直深度和水平深度,参照在图3中示出的爆破区(1)的横截面,本爆破包括十五行(2),每行三十个爆破孔,每个具有229mm的公称直径。在本爆破内是包括行1-13(行在图3中从右至左编号)的高能量区。本区中的平均或标称负荷(3)和间距(在图的平面外)分别地是3.1m和3.1m。总爆破孔深度(4)是约13m,使用在距表面12m的设计台阶深度以下的1m的先钻。所有的孔被以1300kg/m3的密度的6m的第一爆炸物(5)的柱装填,从而导致约6.7kg爆炸物/m3的高能量层中的未爆破岩石的单位炸药消耗量。每隔一行,以及沿着这些行的每隔一个孔,还被以1200kg/m3的密度的2.5m的第二爆炸物(6)的柱装填在第一爆炸物上方,从而提供在高能量层上方的具有0.55kg爆炸物/m3的未爆破岩石的单位炸药消耗量的低能量层。在此,低能量层从第一爆炸物(5)的柱的最上的端部延伸至爆破孔的在爆破表面处的最上的端部或钻孔口。因此,高能量层从爆破孔的下端延伸6m,并且低能量层从高能量层的顶部延伸至爆破表面,具有7m的厚度。包括之前被爆破的岩石的缓冲材料的主体以较暗的灰度梯度示出,从爆破的面(在0m处)延伸。
在图3的顶部部分中还示出了在雷管X处的以毫秒计的孔的标称引发(行间的延迟)时间,其中65ms的沿着行的孔间延迟(未示出,在图的平面外)被使用。在爆破的背部处的行14-15(6)以较大的平均或标称负荷和间距,导致在相邻于新的边坡的该爆破的低能量区或缓冲区中的较低的单位炸药消耗量。爆破使用由图中的十字形符号指示的电子雷管被引发。图3还示出了,在接近底部,本设计的被建模的结果,示出了约40m的最大竖直位移以及在底部处的最后的石堆轮廓,其主要降落在最初的爆破区中。看到,获得相对于实施例1中示出的常规爆破方法的改进的控制,尽管超出6.6kg/m3的单位炸药消耗量被在高能量层中使用。
实施例3
在本实施例中,使用本发明的另一个实施方案,在爆破中实现了更多的控制。图4图示了以米计的爆破的竖直深度和水平深度,参照在图4中示出的爆破区(1)的横截面,本爆破包括十二行(2),每行三十个爆破孔,每个具有229mm的公称直径。在本爆破内是包括行1-10(行在图4中从右至左编号)的高能量区。本区中的负荷(3)和间距(在图的平面外)分别地是3.1m和3.1m。总爆破孔深度(4)是约13m,使用在距表面12m的设计台阶深度以下的1m的先钻。行1、3、5、7和9中的爆破孔被以1300kg/m3的密度的5m的第一爆炸物(5)的柱装填。这些行中的每隔一个孔还在第一爆炸物的柱上方被惰性填塞材料(7)的2.5m柱装填以及然后被以1200kg/m3的密度的2.5m的第二爆炸物(6)的柱装填。在行2、4、6、8和10中的孔被以1300kg/m3的密度的第一爆炸物(5)的6m柱装填。所有的爆破孔被惰性填塞材料从最上的爆炸物柱的顶部填塞至表面。
这种装填提供在高能量层中的约6.8kg爆炸物每m3的未爆破岩石的单位炸药消耗量,高能量层从爆破区的基部或设计底层延伸至第一爆炸物的柱的在距爆破孔的下端5m或6m处的顶部。其还提供在低能量层中的约0.43kg爆炸物每m3的未爆破岩石的单位炸药消耗量,低能量层从第一爆炸物的柱的在距爆破孔的下端5m或6m处的顶部延伸至爆破孔的在爆破的表面处的上钻孔口端部。包括之前被爆破的岩石的缓冲材料的主体以较暗的灰度梯度示出,从爆破的面(在0m处)延伸。
在图4的顶部部分中还示出了在雷管X处的在两个层两者中的以毫秒计的孔的标称引发(行间的延迟)时间,其中65ms的在两个层两者中的沿着行的孔间延迟(未示出,在图的平面外)被使用。高能量层中的第一爆炸物在低能量层中的最接近的爆炸物之后的5000ms的延迟之后被引发。这种延迟提供将在低能量层中形成以及停住的碎石的层或覆层,其在高能量层引发时覆盖该高能量层;由此控制飞石并且允许岩石被高度地破碎同时基本上保持在最初的爆破区内。
在爆破的背部处的行11-12(6)是以较大的平均或标称负荷和间距,这导致在该低能量区或缓冲区中的较低的单位炸药消耗量,提供对爆破的端壁的保护以及保持岩石结构。爆破使用由图中的十字形符号指示的电子雷管被引发。图4还示出了,在接近底部,本设计的被建模的结果,示出了仅约10m的最大竖直位移以及在底部处的最后的石堆轮廓。看到,使用本发明的本实施方案获得优良的控制,提供在高能量区的高能量层中的超出6.5kg/m3的单位炸药消耗量。
实施例4
本实施例示出了在一个角被引发的爆破,既用于反映标准实践但是使用非常高的单位炸药消耗量的基本情形的常规的爆破又用于本发明的示出了爆破的控制如何使用这样的高单位炸药消耗量被实现的实施方案。
实施例4a
图5图示了以米计的爆破的竖直深度和水平深度,参照在图5中示出的爆破区域(1)的横截面,本爆破包括十五行(2),每行三十个爆破孔,每个具有229mm的公称直径。在本爆破内是包括行1-13(行在图2中从右至左编号)的高能量区。本区中的平均或标称负荷(3)和间距(在图的平面外)分别地是3.1m和3.1m。总爆破孔深度(4)是约13m,使用在距表面12m的设计台阶深度以下的1m的先钻。所有的孔被具有密度1350kg/m3的8.4m的爆炸物(5)柱装填,从而导致约4kg爆炸物/m3的未爆破岩石的单位炸药消耗量。在图5的顶部部分中还示出了在雷管X处的以毫秒计的孔的标称引发(行间的延迟)时间,其中65ms的沿着行的孔间延迟(未示出,在图的平面外)被使用。在爆破的背部处的行14-15(6)以较大的平均或标称负荷和间距,导致在相邻于新的边坡的这种低能量或缓冲区中的较低的单位炸药消耗量。包括之前被爆破的岩石的缓冲材料的主体以较暗的灰度梯度示出,从爆破的面(在0m处)延伸。
爆破从在爆破区的背部处的一个角被引发。
基于每个孔计算,高能量区中的单位炸药消耗量被如下地确定:
每孔爆炸物质量=8.4m的爆炸物×55.54kg/m在229mm孔中=466kg
每孔未爆破岩石体积=3.1m负荷×3.1m间距×12m台阶高度=115m3的未爆破岩石
单位炸药消耗量=每孔爆炸物质量/每孔未爆破岩石体积=466kg爆炸物/115m3的未爆破岩石=4.05kg爆炸物/m3的未爆破岩石。
图5还示出了,在接近底部,所得到的最大石堆位移和最后的石堆轮廓(在图的底部处),如被先进的爆破模型SoH建模的。看到,使用高单位炸药消耗量的常规实践导致具有过多的飞石的完全地不受控制的爆破,达到约35m的高度,其中最后的石堆中的许多降落在最初的爆破区域的外侧。这再次表明常规的爆破方法不能够使用高单位炸药消耗量而被安全地采用。
实施例4b
使用本发明的实施方案,图6图示了以米计的爆破的竖直深度和水平深度,图6示出了爆破包括十五行(2),每行三十个爆破孔,每个具有229mm的公称直径。在本爆破内是包括行1-13(行在图6中从右至左编号)的高能量区。本区中的平均或标称负荷(3)和间距(在图的平面外)分别地是3.1m和3.1m。总爆破孔深度(4)是约13m,使用在距表面12m的设计台阶深度以下的1m的先钻。行1、3、5、7和9中的孔被以1300kg/m3的密度的5m的第一爆炸物(5)的柱装填。这些行中的每隔一个孔还在第一爆炸物的柱上方被惰性填塞材料(7)的2.5m柱装填以及然后被以1300kg/m3的密度的第二爆炸物(6)的2.5m柱装填。该第二爆炸物是与第一爆炸物相同的类型和密度的爆炸物,即重ANFO制剂。在行2、4、6、8和10中的孔被以1300kg/m3的密度的第一爆炸物(5)的6m柱装填。所有的爆破孔被惰性填塞材料从最上的爆炸物柱的顶部填塞至表面。
这种装填提供在高能量层中的约6.8kg爆炸物每m3的未爆破岩石的单位炸药消耗量,高能量层从爆破区域的基部或设计底层延伸至第一爆炸物的柱的在距爆破孔的下端5m或6m处的顶部。其还提供在低能量层中的约0.6kg爆炸物每m3的未爆破岩石的单位炸药消耗量,低能量层从第一爆炸物的柱的在距爆破孔的下端5m或6m处的顶部延伸至爆破孔的在爆破的表面处的上钻孔口端部。
在图6的顶部部分中还示出了在雷管X处的以毫秒计的孔的标称引发(行间的延迟)时间,其中65ms的沿着行的孔间延迟(未示出,在图的平面外)被使用。在爆破的背部处的行11-12(6)以较大的平均或标称负荷和间距,导致在该低能量或缓冲区中的较低的单位炸药消耗量,提供对爆破的端壁的保护以及保持岩石结构。包括之前被爆破的岩石的缓冲材料的主体以较暗的灰度梯度示出,从爆破的面(在0m处)延伸。
该爆破也从一个角被引发,如用于基本情形的。在本实施例中,爆破使用由图中的十字形符号指示的在爆炸物的每个层面中的电子雷管被引发,提供孔间延迟和行间延迟,如指定的。然而,高能量层中的层面在低能量层中的最接近的层面已经引发之后3000ms的延迟之后被引发。在这种情况下,低能量层中的与高能量层中的层面最接近的层面是在同一个爆破孔内存在的层面或,如果这样的层面不存在的话,在相邻的爆破孔内的层面。图6还图示了,在接近底部,本设计的被建模的结果,示出了约12m的最大竖直位移以及在图的底部处的最后的石堆轮廓。看到,使用本发明的本实施方案获得优良的控制,提供在高能量区的高能量层中的超出6.3kg/bcm的单位炸药消耗量。
实施例5
本实施例示出了本发明的另一个实施方案,其使用多重的孔直径实现高能量爆破区中的高能量层和低能量层。参照示意性的图7,常规的交错的爆破孔型式被在爆破区中的16m台阶中钻孔,但是具有正在被以311mm的孔直径钻孔的具有9m的深度的高能量下层(1)和正在被以165mm的孔直径钻孔的具有8m的深度的低能量上层(2)。大直径的高能量层被以1200kg/m3的密度的第一爆炸物的9m层面(3)装填。惰性填塞材料(4)的2.5m柱然后被装填,随后是以1000kg/m3的密度的第二爆炸物(5)的3m柱。所有的爆破孔最终被延伸至爆破表面的惰性填塞材料(6)的2.5m柱填塞。
爆破区具有5m的行之间的间距以及4.5m的孔之间的负荷。
这种装填提供在高能量层中的约4.05kg爆炸物每m3的未爆破岩石的单位炸药消耗量,高能量层从爆破区的设计底层延伸至第一爆炸物的柱的在距爆破孔的下端9m处的顶部。其还提供在低能量层中的约0.35kg爆炸物每m3的未爆破岩石的单位炸药消耗量,低能量层从第一爆炸物的柱的在距爆破孔的下端9m处的顶部延伸至爆破孔的在爆破的表面处的上钻孔口端部。
在本实施例中,爆破使用在爆炸物的每个层面中的电子雷管(未示出)被引发,提供对于两个层两者的25ms孔间延迟和42ms行间延迟。然而,高能量层中的层面在低能量层中的最接近的层面已经引发之后7000ms被引发。在这种情况下,低能量层中的与高能量层中的层面最接近的层面是在同一个爆破孔内的层面;即在每个爆破孔的低直径部分中的那些层面。爆破从一个角被引发。
实施例6
本实施例示出了本发明的在地下采矿条件中的实施方案。参照剖视示意图图8,多个具有直径165mm的爆破孔(2)的所谓的扇形的环在地下采矿场中的爆破区(1)中被钻出(仅一个这样的环在图中示出)。爆破孔在20m至30m长之间并且从进口隧道或巷道(3)的顶棚向上钻孔,其中所述下端在孔的最上的端部处并且钻孔口在巷道的顶棚处。图仅示出了一个环,而其他环被沿着巷道(3)以3.5m的环间间距间隔开。每个环内的孔间间距根据几何构型变化。
孔在所述下端处或其附近被具有密度850kg/m3的第二爆炸物(5)的2m柱装填。在每个环的孔2-6中,其中孔被在图8中从右至左编号,惰性填塞材料(6)的3m柱然后被装填,随后是具有密度1200kg/m3的第一爆炸物(4)的5-15m长度的柱。孔的钻孔口端部被留下不装填。在每个环的外边缘处的孔,即孔1和7,仅被以密度850kg/m3的第二爆炸物(5)装填,从而提供具有较低的单位炸药消耗量的缓冲区或低能量区,典型地低于1kg的爆炸物/m3的围绕这些孔的未爆破岩石,以保护在每个环的边缘处的剩余的完整岩石。
这种装填布置通过提供在每个环的孔2-6中的第一爆炸物的高能量层而提供在多个环中的高能量爆破区。高能量层(7)在图8中作为被虚线包围的区域被示出。该层沿着巷道在多个这样的环上延伸。在该高能量层内的单位炸药消耗量根据爆破孔几何构型变化,作为扇形的环中的发散的爆破孔的结果,但是是至少1.75kg/m3并且可以是至少2.5kg/m3的该层中的未爆破岩石。
在爆破的两个端部处的环,即爆破的沿着巷道的第一个环和最后的环,可以不被以这种方式装填。代替地,这些环可以以与每个环的缓冲孔1和7相同的方式以较低的单位炸药消耗量被常规地装填;典型地,低于1kg的爆炸物/m3的未爆破岩石的单位炸药消耗量被在这些环中使用。这些第一个环和最后一个环因此提供另一个缓冲区以保护在爆破的任意一个端部处的剩余的完整岩石。
在高能量层外侧的区域因此是低能量区或缓冲区,并且在该区中的单位炸药消耗量不大于1kg/m3的该区中的未爆破岩石。
所有的爆炸物层面被电子定时雷管X引发。在爆破的低能量层中的以及在每个环的缓冲孔1和6和在爆破的第一个环和最后的环中的孔中的层面被首先引发,具有25ms的每个环中的孔间延迟。层面可以从孔1或孔7或从中央的孔例如孔3、4或5被引发。高能量层中的层面在在低能量层的同一个爆破孔内的爆炸物层面已经点燃之后35ms的延迟之后被引发。在被称为行间延迟或环间延迟的连贯的环之间的延迟是100ms。
这提供在爆破的外边缘处的具有低能量的区,该区对剩余的岩石结构提供保护不受在爆破的内部中的高能量层的影响。矿石中的许多因此经受高能量爆破层,产生在高能量层中的更强烈的岩石破碎以及导致改进的矿山生产能力。
本领域的技术人员将理解,爆破可以具有任何数量的环以及环内的爆破孔。此外,在每个环的最外的边缘处的缓冲区可以包括在每个边缘处的多于一个孔。多于一个环还可以包括在爆破的沿着巷道的每个端部处的缓冲区。
实施例7
本实施例示出了本发明的在地下采矿条件中的另一个实施方案。参照剖视示意图图9,多个具有直径165mm的爆破孔(2)的所谓的扇形的环在地下采矿场中的爆破区(1)中被钻出(仅一个这样的环在图中示出)。爆破孔在20m至30m长之间并且从进口隧道或巷道(3)的顶棚向上钻孔,其中所述下端在孔的最上的端部处并且钻孔口在巷道的顶棚处。图仅示出了一个环,而其他环被沿着巷道(3)以3.5m的环间间距间隔开。每个环内的孔间间距根据几何构型变化。
孔在所述下端处或其附近被具有密度850kg/m3的第二爆炸物(5)的2m柱装填。在每个环的孔2-6中,其中孔被在图9中从右至左编号,惰性填塞材料(6)的3m柱然后被装填,随后是具有密度1200kg/m3的第一爆炸物(4)的5-15m长度的柱。孔的钻孔口端部被留下不装填。在每个环的外边缘处的孔,即孔1和7,仅被以密度850kg/m3的第二爆炸物(5)装填,从而提供具有较低的单位炸药消耗量的缓冲区,典型地低于1kg的爆炸物/m3的这些孔中的未爆破岩石,以保护在每个环的边缘处的剩余的完整岩石。
这种装填布置通过提供在每个环的孔2-6中的第一爆炸物的高能量层而提供在多个环中的高能量爆破区。高能量层(7)在图9中作为被虚线包围的区域被示出。该层沿着巷道在多个这样的环上延伸。在该高能量层内的单位炸药消耗量根据爆破孔几何构型变化,作为扇形的环中的发散的爆破孔的结果,但是是至少1.75kg/m3并且可以是至少2.5kg/m3的该层中的未爆破岩石。在爆破的端部处的环,即爆破的第一个环和最后的环,可以不被以这种方式装填。代替地,这些环可以以与每个环的缓冲孔1和7相同的方式以较低的单位炸药消耗量被常规地装填;典型地,低于1kg的爆炸物/m3的未爆破岩石的单位炸药消耗量被在这些环中使用。这些第一个环和最后一个环因此提供另一个缓冲区以保护在爆破的任意一个端部处的剩余的完整岩石。
在高能量层外侧的区域因此是低能量区,并且在该区中的单位炸药消耗量不大于1kg/m3的该区中的未爆破岩石。在爆破孔2至6的下端端部和高能量层(7)之间的区域形成高能量爆破区的低能量层。该低能量层从高能量层的顶部向爆破的上边缘延伸,超过2m的厚度。在爆炸物柱的距爆破孔钻孔口最接近的端部和巷道的顶棚之间的区域提供又一个低能量层,在这种情况下不具有在该区中的爆炸物装填。
所有的爆炸物层面被电子定时雷管X引发。在爆破的低能量层中的以及在每个环的缓冲孔1和7中的层面被首先引发,具有25ms的每个环中的孔间延迟。层面可以从孔1或孔7或从中央的孔例如孔3、4或5被引发。在本实施例中,高能量层中的层面在在低能量层的同一个爆破孔内的爆炸物层面已经点燃之后3800ms的延迟之后被引发。在被称为行间延迟或环间延迟的连贯的环之间的延迟是100ms。也是可能的是,代替地,以距高能量层中的最接近的层面的引发时间若干毫秒,例如25ms,的孔间延迟引发缓冲孔1和7。相似地,提供具有典型地低于1kg/m3的该区中的未爆破岩石的单位炸药消耗量的缓冲区的爆破的第一个环和最后的环,可以以距低能量层或高能量层中的最接近的层面的引发时间典型地几十毫秒,例如100ms,的环间延迟被引发。
这提供在将被首先形成的爆破区域的外边缘处的碎石的区,提供在高能量层在其之后几秒被点燃时对剩余的岩石结构的保护。矿石中的许多因此经受高能量爆破层,产生在高能量层中的更强烈的岩石破碎以及导致改进的矿山生产能力。
爆破可以具有任何数量的环以及环内的爆破孔。此外,在每个环的最外的边缘处的缓冲区可以包括在每个边缘处的多个孔。多重的环还可以包括在爆破的沿着巷道的每个端部处的缓冲区。
实施例8
本实施例表明本发明的又一个实施方案,在这种情况下以提供在煤矿中的露天开采抛掷爆破条件中的岩石的更有利的位移以及改进的破碎。参照在图10中示出的包括在下部的可回收的煤层(7)上的覆盖层或废石的爆破区(1)的横截面,该爆破包括在行1和8中的四十个爆破孔每行以及在行2-7中的八十个爆破孔每行的八行(2)(在图10中行从右至左编号)。每个爆破孔具有270mm的公称直径。孔被以10度的角度从竖直倾斜。在该爆破内是包括行2-7的高能量区。本高能量区中的平均或标称负荷(3)和间距(在图的平面外)两者都是5m。总爆破孔长度(4)是约40m并且被钻孔仅至可回收的煤层(7)的顶部的2.5m内,以避免对煤层的破坏。行2-7中的所有的孔被以1300kg/m3的密度的25m的第一爆炸物(5)的柱装填,从而导致约2.9kg爆炸物/m3的高能量层(12)中的未爆破岩石的单位炸药消耗量。行2-7中的每隔一行,以及沿着这些行的每隔一个孔,还被以850kg/m3的密度的第二爆炸物(6)的9m柱装填在第一爆炸物上方,从而提供在高能量层上方的具有0.29kg爆炸物/m3的未爆破岩石的单位炸药消耗量的低能量层。在此,低能量层从第一爆炸物(5)的柱的最上的端部延伸至爆破孔的在爆破表面处的最上的端部或钻孔口。因此,高能量层从爆破孔的下端延伸25m,并且低能量层从高能量层的顶部至爆破表面在垂直地远离高能量层的方向上延伸约15m的厚度。所有的孔被惰性岩石聚集体从上部爆炸物柱的最顶部的端部填塞至钻孔口。
行1和8中的爆破孔被以分别地8m和10m的平均或标称负荷(8)和间距(在图的平面外)钻孔。这些孔被以850kg/m3的密度的第二爆炸物(6)的34m柱装填,随后是使用惰性岩石聚集体填塞至钻孔口,从而提供在前部(面)和背部(边坡)两者处的具有低于0.5kg爆炸物/m3的这些区中的未爆破岩石的单位炸药消耗量的低能量缓冲区(11)。前部(面)缓冲行防止过多的飞石,并且后部缓冲行(相邻于边坡)对边坡提供保护不受高能量区的影响。行1不包括高能量层,以避免飞石从爆破自由面出来,并且行8相邻于新的边坡并且因此也不包括高能量层,从而避免对新的边坡的过度的破坏。新的边坡使用普遍地被称为预裂法的技术被形成。在本实施例中,预裂(10)已经作为在爆破之前一些天的分离的爆破事件被引发,作为被两个每个60kg的爆炸物的层面装填的以4m的间距的被略微地装填的孔的行,层面被空气柱分隔。通常,多个,例如5-10个,预裂孔被同时地点燃,其中这样的孔的组被以25ms的数量级的毫秒延迟间隔。可选择地,预裂还可以在作为抛掷爆破的同一个钻孔、装填和爆破循环中被引发,通常在行8中的最接近的爆破孔的引发之前至少100ms。
抛掷爆破使用电子或非电雷管X被引发。雷管接近爆破孔的下端。因为第一爆炸物和第二爆炸物的柱在那些具有两者的爆破孔中是连续的,所以在那些爆破孔中仅需要一个雷管。高能量区提供覆盖层的向最后的破坏位置的改进的爆破抛射以及精细的破碎以用于改进后续的机械挖掘机的覆盖层移除速率,同时控制飞石以及对边坡和爆破底层的破坏,爆破底层在此在可回收的煤层上。如在图中的每行下方示出的孔的标称行间延迟时间是150毫秒,并且在行1中沿着行的孔间延迟(未示出,在图的平面外)为10ms,在行2-6中为5ms,在行7中为15ms以及在行8中为25ms。
本实施例的另一个变化形式是,在同一个钻孔、装填和爆破的循环内,使用在含有高能量层的抛掷爆破下方的所谓的“直立的(stand-up)”爆破。这样的在抛掷爆破下方的直立的爆破的使用在WO2005/052499中公开。这样的直立的爆破将以比高能量层低且是其至多二分之一的单位炸药消耗量被装填;例如小于1kg的爆炸物每立方米的该层中的未爆破岩石。直立的爆破将提供另一个低能量层,该层是在可回收的煤层和上方的抛掷爆破的高能量层之间。
实施例9
本实施例表明本发明的又一个实施方案,再次地在这种情况下以提供在煤矿中的露天开采抛掷爆破条件中的岩石的更有利的位移以及改进的破碎。参照在图11中示出的包括在下部的可回收的煤层(7)上的覆盖层或废石的爆破区(1)的横截面,该爆破包括八行(2),行1和8中每行四十个爆破孔且行2-7中每行八十个爆破孔(行在图11中从右至左编号)。每个爆破孔具有270mm的公称直径。孔被以10度的角度从竖直倾斜。在该爆破内是包括行2-7的高能量区。本高能量区中的平均或标称负荷(3)和间距(在图的平面外)分别地是7.5m和4.5m。总爆破孔长度(4)是约50m并且被钻孔仅至可回收的煤层(7)的顶部的2.5m内,以避免对煤层的破坏。行2-7中的所有的孔被以1050kg/m3的密度的第一爆炸物(5)的40m柱装填,从而导致约1.78kg爆炸物/m3的高能量层(12)中的未爆破岩石的单位炸药消耗量。沿着行2-7中的每个的每隔一个孔还被以1050kg/m3的密度的第二爆炸物(6)的另外的5m柱装填在第一爆炸物上方,从而提供在高能量层上方的具有约0.45kg爆炸物/m3的未爆破岩石的单位炸药消耗量的低能量层。在本实施例中,第二爆炸物是与第一爆炸物相同的爆炸物类型和制剂。第二爆炸物被直接地装填至第一爆炸物的顶部上并且因此是连续的,形成爆炸物负载的实质上单一的柱。在此,低能量层从第一爆炸物(5)的柱的最上的端部延伸至爆破孔的在爆破表面处的最上的端部或钻孔口。因此,高能量层从爆破孔的下端延伸40m至第一爆炸物的顶部,并且低能量层从高能量层的顶部延伸至爆破表面,具有在垂直地远离高能量层的方向的约10m的厚度。高能量层和低能量层之间的划界由虚线(13)示出。所有的孔被惰性岩石聚集体从上部爆炸物柱的最顶部的端部填塞至钻孔口。
行1和8中的爆破孔被以分别地7.5m和9m的平均或标称负荷(8)和间距(在图的平面外)钻孔。这些孔被以1050kg/m3的密度的第二爆炸物(6)的45m柱装填,随后是使用惰性岩石聚集体填塞至钻孔口,从而提供在前部(面)和背部(边坡)两者处的具有约0.80kg爆炸物/m3的这些区中的未爆破岩石的单位炸药消耗量的低能量缓冲区(11)。前部(面)缓冲行防止过多的飞石,并且后部缓冲行(相邻于边坡)对边坡提供保护不受高能量区的影响。行1不包括高能量层,以避免飞石从爆破自由面出来,并且行8相邻于新的边坡并且因此也不包括高能量层,从而避免对新的边坡的过度的破坏。新的边坡使用普遍地被称为预裂法的技术被形成。在本实施例中,预裂(10)已经作为在爆破之前一些天的分离的爆破事件被引发,作为被两个每个60kg的爆炸物的层面装填的以4m的间距的被略微地装填的孔的行,层面被空气柱分隔。通常,多个,例如5-10个,预裂孔被同时地点燃,其中这样的孔的组被以25ms的数量级的毫秒延迟间隔。可选择地,预裂还可以在作为抛掷爆破的同一个钻孔、装填和爆破循环中被引发,通常在行8中的最接近的爆破孔的引发之前至少100ms。
抛掷爆破使用电子或非电雷管X被引发。雷管接近爆破孔的下端。因为第一爆炸物和第二爆炸物的柱在那些具有两者的爆破孔中是连续的,所以在那些爆破孔中仅需要一个雷管。高能量区提供覆盖层的向最后的破坏位置的改进的爆破抛射以及精细的破碎以用于改进后续的机械挖掘机的覆盖层移除速率,同时控制飞石以及对边坡和爆破底层的破坏,爆破底层在此在可回收的煤层(7)上。如在图中的每行下方示出的孔的标称行间延迟时间是150毫秒,并且在行1中沿着行的孔间延迟(未示出,在图的平面外)为10ms,在行2-6中为5ms,在行7中为15ms以及在行8中为25ms。
本实施例的另一个变化形式是,在同一个钻孔、装填和爆破的循环内,使用在含有高能量层的抛掷爆破下方的所谓的“直立的”爆破。这样的在抛掷爆破下方的直立的爆破的使用在WO2005/052499中公开。这样的直立的爆破将以比高能量层低且是其至多二分之一的单位炸药消耗量被装填,例如小于0.85kg的爆炸物每立方米的该层中的未爆破岩石。直立的爆破将提供另一个低能量层;该层是在可回收的煤层和上方的抛掷爆破的高能量层之间。
实施例10
本实施例表明本发明的又一个实施方案,再次地在这种情况下以提供在煤矿中的露天开采抛掷爆破条件中的岩石的更有利的位移以及改进的破碎。参照在图12中示出的包括在下部的可回收的煤层(7)上的覆盖层或废石的爆破区(1)的横截面,该爆破包括八行(2),行1和8中每行四十个爆破孔且行2-7中每行八十个爆破孔(行在图12中从右至左编号)。每个爆破孔具有270mm的公称直径。孔被以20度的角度从竖直倾斜。在该爆破内是包括行2-7的高能量区。本高能量区中的平均或标称负荷(3)和间距(在图的平面外)分别地是7.5m和4.5m。总爆破孔长度(4)是约50m并且被钻孔仅至可回收的煤层(7)的顶部的2.5m内,以避免对煤层的破坏。行2-7中的所有的孔被以1200kg/m3的密度的第一爆炸物(5)的40m柱装填,从而导致约2.04kg爆炸物/m3的高能量层(12)中的未爆破岩石的单位炸药消耗量。行2-7中的沿着这些行的每隔一个孔还被以1200kg/m3的密度的第二爆炸物(6)的另外的5m柱装填在第一爆炸物上方,从而提供在高能量层上方的具有约0.51kg爆炸物/m3的未爆破岩石的单位炸药消耗量的低能量层。在本实施例中,第二爆炸物是与第一爆炸物相同的爆炸物类型和制剂。第二爆炸物被直接地装填至第一爆炸物的顶部上并且因此是连续的,形成爆炸物负载的实质上单一的柱。在此,低能量层从第一爆炸物(5)的柱的最上的端部延伸至爆破孔的在爆破表面处的最上的端部或钻孔口。因此,高能量层从爆破孔的下端延伸40m至第一爆炸物的顶部,并且低能量层从高能量层的顶部延伸至爆破表面,具有在垂直地远离高能量层的方向的约9.5m的厚度。高能量层和低能量层之间的划界由虚线(13)示出。所有的孔被惰性岩石聚集体从上部爆炸物柱的最顶部的端部填塞至钻孔口。
行1和8中的爆破孔被以分别地7.5m和9m的平均或标称负荷(8)和间距(在图的平面外)钻孔。行1中的孔被以1050kg/m3的密度的45m的第二爆炸物(6)的柱装填,随后是使用惰性岩石聚集体填塞至钻孔口,从而提供在前部(面)处的具有约0.87kg爆炸物/m3的未爆破岩石的单位炸药消耗量的低能量缓冲区(11)。行8中的孔被以850kg/m3的密度的ANFO类型的45m的第三爆炸物(15)柱装填,随后是使用惰性岩石聚集体填塞至钻孔口,从而提供在背部(壁区域)处的具有约0.6kg爆炸物/m3的未爆破岩石的单位炸药消耗量的低能量缓冲区(14)。前部(面)缓冲行防止过多的飞石,并且后部缓冲行(相邻于边坡)对边坡提供保护不受高能量区的影响。行1不包括高能量层,以避免飞石从爆破自由面出来,并且行8相邻于新的边坡并且因此也不包括高能量层,从而避免对新的边坡的过度的破坏。新的边坡使用普遍地被称为预裂法的技术被形成。在本实施例中,预裂(10)已经作为在爆破之前一些天的分离的爆破事件被引发,作为被两个每个60kg的爆炸物的层面装填的以4m的间距的被略微装填的孔的行,层面被空气柱分隔。通常,多个,例如5-10个,预裂孔被同时地点燃,其中这样的孔的组被以25ms的数量级的毫秒延迟间隔。可选择地,预裂还可以在作为抛掷爆破的同一个钻孔、装填和爆破循环中被引发,通常在行8中的最接近的爆破孔的引发之前至少100ms。
抛掷爆破使用电子或非电雷管X被引发。雷管接近爆破孔的下端。因为第一爆炸物和第二爆炸物的柱在那些具有两者的爆破孔中是连续的,所以在那些爆破孔中仅需要一个雷管。高能量区提供覆盖层的向最后的破坏位置的改进的爆破抛射以及精细的破碎以用于改进后续的机械挖掘机的覆盖层移除速率,同时控制飞石以及对边坡和爆破底层的破坏,爆破底层在此在可回收的煤层(7)上。如在图中的每行下方示出的孔的标称行间延迟时间是250毫秒,并且在行1中沿着行的孔间延迟(未示出,在图的平面外)为10ms,在行2-6中为5ms,在行7中为15ms的以及在行8中为25ms。
这种高能量抛掷爆破使用被称为SoH的先进的爆破模型建模。从模型的输出在图13中示出,其中图的顶部部分示出了在进行中的抛掷爆破并且图的底部部分示出了已完成的抛掷爆破。表明,爆破不产生从爆破区域的不受控制的飞石或岩石喷出,但是仍然导致非常规地大程度的爆破抛射。从模型中,被抛射入最后的破坏位置中的材料的百分比(被称为“百分比抛射”)被测量为是超出55%,这与以相同的爆破几何构型和岩石的产生仅约25%抛射的常规的抛掷爆破相对照。
本实施例的另一个变化形式是,在同一个钻孔、装填和爆破的循环内,使用在含有高能量层的抛掷爆破下方的所谓的“直立的”爆破。这样的在抛掷爆破下方的直立的爆破的使用在WO2005/052499中公开。这样的直立的爆破将以比高能量层低且是其至多二分之一的单位炸药消耗量被装填;例如小于每立方米该层中的未爆破岩石的1kg爆炸物。直立的爆破将提供另一个低能量层;该层是在可回收的煤层和上方的抛掷爆破的高能量层之间。
实施例11
本实施例是用于南美洲的一个大的铜矿的实施例。常规地,矿山利用16m台阶高度。为了最大化生产能力,高能量爆破方法在此被应用于双台阶条件;从而使用用于每个爆破的32m的台阶高度。使用本发明的实施方案,图14图示了爆破的以米计的竖直深度和水平深度,图14示出了在32m台阶(1)中的包括十三行(2)每行三十个爆破孔的这样的爆破,每个具有311mm的公称直径。在本爆破内是包括所有的行的高能量区。本区中的平均或标称负荷(3)和间距(在图的平面外)分别地是5m和5m。总爆破孔深度(4)是约33m,使用在距表面32m的设计台阶深度以下的1m的先钻。每行中的孔被以1250kg/m3的密度的第一爆炸物(5)的17m柱装填。每个孔还被惰性填塞材料(7)的4m柱在第一爆炸物的柱上方以及然后以1250kg/m3的密度的6m的第二爆炸物(6)的柱装填。该第二爆炸物是与第一爆炸物相同的类型和密度的爆炸物,即重ANFO制剂。所有的爆破孔被惰性填塞材料(8)从最上的爆炸物柱的顶部填塞至表面。
这种装填提供在高能量层中的约5.1kg爆炸物每m3的未爆破岩石的单位炸药消耗量,高能量层从爆破区域的基部或设计底层延伸至第一爆炸物的柱的在距爆破孔的下端17m处的顶部。其还提供在低能量层中的约1.81kg爆炸物每m3的未爆破岩石的单位炸药消耗量,低能量层从第一爆炸物的柱的在距爆破孔的下端17m处的顶部延伸至爆破孔的在爆破的表面处的上钻孔口端部。这提供在低能量层中的比高能量层中的单位炸药消耗量低且是其2.8分之一的单位炸药消耗量。高能量层,如在本发明中被定义的,被接合爆破孔的最底部的端部的平面和接合第一爆炸物的柱的最顶部的端部的平面划界,所述高能量层中的单位炸药消耗量基于第一爆炸物的每个柱中的2057kg的装填以及每孔(5m×5m×16m)的未爆破岩石或400m3的未爆破岩石的体积被计算。低能量层,如在本发明中被描述的,被高能量层的顶部并且被接合相邻的爆破孔的最顶部的或钻孔口端部(在这种情况下台阶的顶部)的平面划界,所述低能量层中的单位炸药消耗量基于第二爆炸物的每个柱中的725kg的装填以及每孔(5m×5m×16m)的未爆破岩石或400m3的未爆破岩石的体积被计算。包括之前被爆破的岩石的缓冲材料的主体以较暗的灰度梯度示出,从爆破的面(在0m处)延伸。
在图14中还示出了在雷管X处的以毫秒计的孔的标称引发(行间的延迟)时间,其中25ms的沿着行的孔间延迟(未示出,在图的平面外)被使用。
在本实施例中,爆破使用由图中的十字形符号指示的在爆炸物的每个层面中的电子雷管被引发,提供孔间延迟和行间延迟,如指定的。然而,高能量层中的层面在在低能量层中的最接近的层面已经引发之后4000ms的延迟之后被引发。在这种情况下,低能量层中的与高能量层中的层面最接近的层面是在同一个爆破孔内存在的层面。图15和16图示了这种设计的使用爆破模型SoH的被建模的结果。图15示出了上部的低能量层正在被引发,具有仅约8m的最大竖直位移。图16示出了较下的高能量层在低能量层之后约四秒被引发。最大竖直位移在此再次地是仅约8m。看到,使用本发明的本实施方案获得优良的控制,提供超出5.1kg/m3的高能量层中的未爆破岩石的单位炸药消耗量。
本领域的技术人员将理解,实施例3、4b、5、6、7、8、9、10和11的高能量层和低能量层还可以通过爆破孔直径、爆炸物密度和柱长度以及爆破孔负荷和间距的各种其他组合来实现,只要高能量层具有每立方米未爆破岩石的至少1.75kg爆炸物的单位炸药消耗量并且低能量层具有比高能量层低且是其至多二分之一的单位炸药消耗量。例如,在实施例3、4b、6、7、8、9、10和11中高能量层和低能量层可以通过实施例5的技术中的一个的应用被实现;即在高能量层中使用较大直径的爆破孔部分而在低能量层中使用较小直径的爆破孔部分。可选择地,分离的较大直径的孔可以用于提供高能量层并且分离的较小直径的爆破孔可以用于提供低能量层。
本领域的技术人员将理解本文描述的本发明容许除了具体描述的那些之外的变化形式和修改。将理解,本发明包括落入其精神和范围内的所有这样的变化形式和修改。本发明还包括在本说明书中单独地或共同地提到或指示的所有步骤和特征以及所述步骤或特征中的任何两个或更多个的任意组合和所有组合。
在本说明书中对任何之前的公布(或来源于其的信息)的或对任何已知材料的引用不,并且应当不,被视为对之前的公布(或来源于其的信息)或已知的材料形成本说明书所涉及领域中的公知常识的承认或允许或任何形式的暗示。
在整个说明书和之后的权利要求中,除非上下文另有要求,否则词语“包括”和诸如“包括”和“包括”的变化形式将被理解为暗示包含所声明的整数或步骤或整数或步骤的组,但是不暗示排除任何其他的整数或步骤或整数或步骤的组。

Claims (22)

1.一种在露天开采可回收矿物中爆破岩石的方法,包括:在钻孔、装填和爆破的单一循环中,在爆破区中钻出爆破孔,使用爆炸物装填所述爆破区中的所述爆破孔并且然后点燃所述爆破区中的所述爆破孔中的所述爆炸物,其特征在于:
所述爆破区包括高能量爆破区,在所述高能量爆破区中爆破孔由第一爆炸物部分地装填以提供所述高能量爆破区的具有每立方米高能量层中的未爆破岩石的至少1.75kg爆炸物的单位炸药消耗量的所述高能量层,并且在所述高能量爆破区中那些爆破孔中的至少一些还被第二爆炸物装填以提供所述高能量爆破区的低能量层,所述低能量层具有比所述高能量层的单位炸药消耗量低的单位炸药消耗量且所述高能量层的单位炸药消耗量是所述低能量层的单位炸药消耗量的至少2倍,且所述高能量层在所述低能量层下方;并且其特征在于:
所述爆破区具有外周,所述高能量爆破区通过包括在所述单一循环中被钻孔、装填和爆破的爆破孔的低能量爆破区而与所述外周隔离,所述低能量爆破区中的所述爆破孔被爆炸物装填以提供比所述高能量爆破区的所述高能量层的单位炸药消耗量低的单位炸药消耗量且所述高能量爆破区的所述高能量层的单位炸药消耗量是所述低能量爆破区中的所述爆破孔的单位炸药消耗量的至少2倍。
2.根据权利要求1所述的方法,其中所述低能量层具有每立方米所述低能量层中的未爆破岩石的至多1.5kg第二爆炸物的单位炸药消耗量。
3.根据权利要求1所述的方法,其中所述低能量层在垂直远离所述高能量层的方向上具有至少2m的深度或厚度。
4.根据权利要求1所述的方法,其中所述高能量层具有每立方米所述高能量层中的未爆破岩石的至少2.5kg第一爆炸物的单位炸药消耗量。
5.根据权利要求1所述的方法,其中所述高能量区中的至少那些被第一爆炸物和第二爆炸物两者装填的爆破孔具有被所述第一爆炸物装填的第一直径部分和被所述第二爆炸物装填的第二直径部分,并且其中所述第一直径大于所述第二直径。
6.根据权利要求1所述的方法,其中,与所述第二爆炸物相比,所述第一爆炸物具有更大的密度、更大的每单位质量的爆破能和更大的爆破爆速中的至少一项。
7.根据权利要求1所述的方法,其中所述第一爆炸物与所述第二爆炸物是相同的。
8.根据权利要求1所述的方法,其中在任何一个爆破孔中的所述第一爆炸物和所述第二爆炸物在相同的时间被点燃。
9.根据权利要求8所述的方法,其中在所述任何一个爆破孔中的所述第一爆炸物和所述第二爆炸物的柱是连续的。
10.根据权利要求1所述的方法,其中在所述高能量区中爆破的步骤包括相继地点燃在所述高能量层和所述低能量层中的爆炸物。
11.根据权利要求10所述的方法,其中所述高能量层中的所述第一爆炸物在所述低能量层中的所述第二爆炸物之后被点燃。
12.根据权利要求11所述的方法,其中所述低能量层中的所述第二爆炸物的所述爆破在所述高能量层上产生被爆破的材料的覆层。
13.根据权利要求10所述的方法,其中在所述高能量层和所述低能量层中的一个中待点燃的所述爆炸物的任何负载在点燃所述高能量层和所述低能量层中的另一个中的所述爆炸物的最接近的负载之后至少500ms被点燃。
14.根据权利要求13所述的方法,其中在所述高能量层和所述低能量层中的所述一个中待点燃的所述爆炸物的第一负载在点燃所述高能量层和所述低能量层中的所述另一个中的所述爆炸物的最后的负载之后至少500ms被点燃。
15.根据权利要求1所述的方法,其中所述高能量爆破区中的被第一爆炸物装填的所述爆破孔中的至少一些还被另外的爆炸物装填以提供在所述高能量层与所述高能量爆破区中的所述爆破孔的钻孔口之间的第二低能量层,所述第二低能量层具有比所述高能量层的单位炸药消耗量低的单位炸药消耗量且所述高能量层的单位炸药消耗量是所述第二低能量层的单位炸药消耗量的至少2倍。
16.根据权利要求1所述的方法,其中所述低能量爆破区具有每立方米所述低能量爆破区中的未爆破岩石的至多1.5kg爆炸物的单位炸药消耗量。
17.根据权利要求1所述的方法,其中所述低能量爆破区提供在所述高能量爆破区与所述爆破区的后部外周之间的缓冲区。
18.根据权利要求1所述的方法,其中所述爆破区具有自由面,且所述低能量爆破区提供在所述高能量爆破区与所述自由面之间的缓冲区。
19.根据权利要求1所述的方法,其中所述低能量爆破区完全围绕所述高能量爆破区延伸。
20.根据权利要求1所述的方法,其中所述高能量爆破区中的所述爆炸物按照以下方式中的至少一种被点燃:在至少所述低能量爆破区中的最接近的爆炸物已经被点燃之后被点燃;在至少所述低能量爆破区中的所述最接近的爆炸物已经被点燃之后至少500ms被点燃;在所述低能量爆破区中的所有爆炸物已经被点燃之后被点燃;以及在所述低能量爆破区中的所有爆炸物已经被点燃之后至少500ms被点燃。
21.根据权利要求1所述的方法,还包括形成边坡以界定用于所述爆破区的后部外周。
22.根据权利要求21所述的方法,其中所述边坡通过在钻孔、装填和爆破的所述单一循环中引发的爆破而形成。
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Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN106932286A (zh) * 2017-04-13 2017-07-07 太原科技大学 一种基于热点效应的平面起爆加载实验装置

Families Citing this family (14)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US9389055B2 (en) * 2010-04-15 2016-07-12 Orica International Pte Ltd High energy blasting
AU2010227086B2 (en) * 2010-10-11 2012-09-13 Crc Ore Ltd A Method of Beneficiating Minerals
FI124168B (fi) * 2011-06-14 2014-04-15 Sandvik Mining & Constr Oy Menetelmä panostussuunnitelman laatimiseksi
CN102494575B (zh) * 2011-12-20 2014-03-12 鞍钢集团矿业公司 露天硐室爆破高效填塞方法
US9207055B2 (en) 2013-02-07 2015-12-08 Dyno Nobel Inc. Systems for delivering explosives and methods related thereto
CN103233738B (zh) * 2013-04-27 2015-06-10 西安科技大学 一种急倾斜特厚煤层顶煤综合弱化方法
US9995843B2 (en) * 2014-10-10 2018-06-12 Austin Star Detonator Company Methods and system for blasting video analysis
BR102015010654B1 (pt) * 2015-05-11 2019-08-06 Vale S/A Método de perfuração e desmonte de bancos rochosos
CN105528951B (zh) * 2015-11-30 2017-12-05 华北理工大学 露天台阶爆破物理模型
KR20190085836A (ko) * 2018-10-23 2019-07-19 권문종 기폭용 라이너를 이용한 발파공법
WO2021030497A1 (en) 2019-08-15 2021-02-18 X Development Llc Improving blast patterns
CN111006561B (zh) * 2019-12-19 2022-02-22 中国水利水电第七工程局有限公司 一种强抛掷超深孔台阶爆破方法
CN112052574B (zh) * 2020-08-27 2023-06-06 东华理工大学 一种无煤柱切顶留巷预裂爆破中炸药量的计算方法
CN115307501A (zh) * 2022-07-15 2022-11-08 中国一冶集团有限公司 山体土石方的爆破施工方法

Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US4366987A (en) * 1980-11-21 1983-01-04 Occidental Oil Shale, Inc. Method for forming an in situ oil shale retort with horizontal free faces
US4440447A (en) * 1980-09-02 1984-04-03 Occidental Oil Shale, Inc. Method for forming an in situ oil shale retort with explosive expansion towards a horizontal free face
US4444433A (en) * 1982-04-05 1984-04-24 Occidental Oil Shale, Inc. Method for forming an in situ oil shale retort in differing grades of oil shale
CN1375680A (zh) * 2001-03-20 2002-10-23 T&Rb株式会社 提高爆破效率降低爆破损害的岩石阶地爆破方法
US20050066836A1 (en) * 2003-09-12 2005-03-31 Yigal Levi Method for controlling explosions in open mines
CN100504281C (zh) * 2003-11-28 2009-06-24 澳瑞凯炸药技术有限公司 爆破多层物质的方法

Family Cites Families (14)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US4423907A (en) * 1975-03-31 1984-01-03 Occidental Oil Shale, Inc. In situ recovery of shale oil
US4326751A (en) * 1979-09-17 1982-04-27 Occidental Oil Shale Inc. Blasting to a horizontal free face with mixing of fragments
US4359246A (en) 1980-08-11 1982-11-16 Occidental Oil Shale, Inc. In situ oil shale retort with non-uniformly distributed void fraction
US4560205A (en) * 1984-07-06 1985-12-24 Occidental Oil Shale, Inc. Method for control of geometry of fragmented mass in an situ oil shale retort
US5099763A (en) * 1990-05-16 1992-03-31 Eti Explosive Technologies International Method of blasting
US5071496A (en) * 1990-05-16 1991-12-10 Eti Explosive Technologies International (Canada) Low level blasting composition
AUPO307196A0 (en) * 1996-10-18 1996-11-14 Ici Australia Operations Proprietary Limited Method of controlled blasting
WO2001094277A2 (en) * 2000-05-24 2001-12-13 The Ensign-Bickford Company Detonating cord and methods of making and using the same
US6684791B1 (en) * 2000-06-08 2004-02-03 Charles R. Barnhart Shaped charge detonation system and method
AUPR262801A0 (en) * 2001-01-19 2001-02-15 Orica Explosives Technology Pty Ltd Method of blasting
AU2003902609A0 (en) * 2003-05-27 2003-06-12 The University Of Queensland Blast movement monitor
BRPI0512364B1 (pt) * 2004-06-22 2018-02-06 Orica Explosives Technology Pty Limited Método de desmonte
WO2008144811A1 (en) * 2007-05-25 2008-12-04 Orica Explosives Technology Pty Ltd Use of post-blast markers in the mining of mineral deposits
US8413584B2 (en) * 2010-04-23 2013-04-09 Minova International Limited Cementitious compositions

Patent Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US4440447A (en) * 1980-09-02 1984-04-03 Occidental Oil Shale, Inc. Method for forming an in situ oil shale retort with explosive expansion towards a horizontal free face
US4366987A (en) * 1980-11-21 1983-01-04 Occidental Oil Shale, Inc. Method for forming an in situ oil shale retort with horizontal free faces
US4444433A (en) * 1982-04-05 1984-04-24 Occidental Oil Shale, Inc. Method for forming an in situ oil shale retort in differing grades of oil shale
CN1375680A (zh) * 2001-03-20 2002-10-23 T&Rb株式会社 提高爆破效率降低爆破损害的岩石阶地爆破方法
US20050066836A1 (en) * 2003-09-12 2005-03-31 Yigal Levi Method for controlling explosions in open mines
CN100504281C (zh) * 2003-11-28 2009-06-24 澳瑞凯炸药技术有限公司 爆破多层物质的方法

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN106932286A (zh) * 2017-04-13 2017-07-07 太原科技大学 一种基于热点效应的平面起爆加载实验装置

Also Published As

Publication number Publication date
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