CN113465460A - 一种矿山井下下向进路二步骤回采控制爆破方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种矿山井下下向进路二步骤回采控制爆破方法，包括如下步骤：(1)确定断面爆破的掏槽方法以及辅助眼和周边眼的排列形式；(2)确定控制爆破方案和相关参数；(3)按照设计方案钻凿炮孔；(4)炮孔装药：环形掏槽眼装药系数为0.9，底眼与其相同，掏槽空孔装1～2卷炸药，辅助眼装药系数为0.7，周边眼线装药密度为0.3kg/m，采用光面爆破形式装药，所有炮孔皆需水炮泥堵塞；(5)起爆网络：掏槽眼与辅助眼采用电子雷管起爆，周边眼采用导爆索起爆，导爆索采用三角搭接；(6)解码数码电子雷管，随后起爆。本申请提供的矿山井下下向进路二步骤回采控制爆破方法，具有掏槽效果好、进尺深、爆破断面规整、可保护断面上部和边部充填体以及爆破成本低等优点。
Description
技术领域
本发明属于矿山井下凿岩控制爆破领域，尤其是涉及一种矿山井下下向 进路二步骤回采控制爆破方法。
背景技术
随着国家科学技术的发展，矿山开采已逐步走向机械化、自动化，极大 地提高了矿山生产效率。目前，许多矿山已经引进凿岩台车进行采矿，其可 自由移动，具有较高的灵活性，较以往钻凿方式提高了作业效率，改善了作 业环境条件。但由于凿岩台车体积过大，当掘进断面较小时，其难以钻凿楔 形孔，导致爆破时掏槽效果较差。近年来，下向进路充填采矿法作为一种高 效、成本低、开采效率高的采矿方法，逐步被矿山所采用，给矿山带来了较 好的经济效益。但其采用时，井下爆破对上部充填体和边部充填体破坏较大， 提高了矿石的贫化率和损失率。
本发明的发明人经过调查研究发现，矿山井下通常为了提高工作效率而 采用垂直掏槽孔，其掏槽空间较为狭小，且难以将岩石抛出，从而影响后续 炮孔爆破效果，导致掘进进尺小；同时，采用传统控制爆破方法时顶眼和帮 眼与充填体间距设计不合理，间距较小时会破坏充填体，间距较大时爆破效 果较差；而且，矿山井下顶眼和帮眼很少采用光面爆破，导致断面规整度低， 常用的毫秒延时导爆管雷管也难以精确控制炮孔起爆时间，影响矿岩爆破效 果。
发明内容
针对现有凿岩台车在小断面时难以钻凿楔形孔，井下常用垂直掏槽孔， 其掏槽空间较为狭小，且难以将岩石抛出，同时顶眼和帮眼与充填体间距设 计不合理，严重影响爆破效果，顶眼和帮眼很少采用光面爆破，常用的毫秒 延时导爆管雷管难以精确控制炮孔起爆时间等技术问题，本发明提供一种矿 山井下下向进路二步骤回采控制爆破方法。
为了解决上述技术问题，本发明采用了如下的技术方案：
一种矿山井下下向进路二步骤回采控制爆破方法，包括以下步骤：
S1、确定断面爆破的掏槽方法以及辅助眼和周边眼的排列形式：
本发明采用环形掏槽和掏槽空孔的组合掏槽方式，中间两个炮孔为掏槽 空孔，记为掏槽眼Ⅱ，掏槽空孔旁边两排炮孔为微斜孔，掏槽空孔上下两个 炮孔为垂直孔，统一记为掏槽眼Ⅰ；顶眼与上部充填体间距0.4～0.5m，与充 填体相邻的帮眼距充填体0.2m，且均为垂直炮孔，帮眼、底眼与围岩间距0.1m， 且炮孔底部向围岩有一定的偏移，顶眼、帮眼和底眼组成周边眼；辅助眼均 匀布置于周边眼和掏槽眼之间。
S2、确定控制爆破方案和相关参数：
S21、掏槽眼设计：掏槽眼Ⅱ为空孔，装1～2卷乳化炸药即可，以减少底 部岩石的夹制作用；掏槽眼Ⅰ单孔装药量为2.1kg，共需7卷乳化炸药；竖排 炮孔之间间隔0.5m，掏槽眼前口间距1.4m，掏槽眼后口间距0.6m；所有炮孔 深度皆需超深0.2m，炮孔深度为2.7m。
S22、周边眼设计：顶眼为一排与上部充填体间隔0.4m的垂直炮孔，炮 孔间距0.5～0.6m；与充填体相邻的帮眼记为帮眼Ⅰ，帮眼Ⅰ距充填体0.2m， 炮孔间距0.55～0.65m；另外的帮眼记为帮眼Ⅱ，帮眼Ⅱ和底眼均与围岩间隔 0.1m，帮眼Ⅱ间距为0.5～0.6m，底眼间距为0.55～0.65m，帮眼Ⅱ和底眼的炮 孔底部均需向围岩偏移5°；顶眼和帮眼每个炮孔需装5卷膨化硝铵炸药，每 卷炸药需间隔0.4～0.5m，而底眼需装7卷乳化炸药，以便于清渣装运；所有 炮孔深度皆为2.5m。
S23、辅助眼设计：辅助眼包括上下辅助眼和左右辅助眼，上辅助眼与顶 眼间隔0.5～0.6m，且炮孔间距为0.5～0.6m，下辅助眼炮孔间距为0.6～0.7m； 左右辅助眼均为两排辅助眼，同排辅助眼炮孔间距为0.55～0.65m，相邻两排 辅助眼间隔0.45～0.55m；与掏槽眼Ⅰ相邻的两排辅助眼与其间隔0.2～0.3m； 所有炮孔深度皆为2.5m；所有炮孔装药量皆为6卷乳化炸药。
S3、按照上述设计方案，根据现场岩石力学性质，采用凿岩台车钻凿炮 孔。
S4、按照设计方案装药：
装药参数参考上述设计方案；掏槽眼、辅助眼和底眼采用乳化炸药，且 使用连续不耦合装药结构；顶眼和帮眼采用膨化硝铵炸药，使用间隔0.4～0.5m 的不连续不耦合装药结构；所有炮孔皆需装一卷底药，保证炸药安装到位， 最后所有炮孔用水炮泥堵塞。
S5、设计起爆网络：
所有炮孔均采用孔底反向起爆，孔内安设一发电子雷管，微差起爆，起 爆顺序为掏槽眼Ⅰ、掏槽眼Ⅱ、辅助眼、帮眼、底眼、顶眼；顶眼和帮眼采 用光面爆破，孔内安设一发电子雷管，并在孔内全长敷设导爆索，形成光面 爆破起爆网络。
S6、解码数码电子雷管，随后起爆。
有益效果
与现有技术相比，本发明提供的矿山井下下向进路二步骤回采控制爆破 方法，采用微楔形掏槽代替井下常用的垂直掏槽，在不增加工程量的同时又 可较好的将岩石抛出，并且可解决凿岩台车因体积过大而难以在小断面钻凿 楔形孔的难题；根据不耦合装药条件下的裂隙圈半径理论计算，可获得顶眼 和帮眼与充填体间距的合理范围，既可保护充填体，又不会降低爆破效果； 利用电子雷管和导爆索代替常规的导爆管雷管，可更为精确的控制爆破间隔 时间；顶眼和帮眼采用光面爆破，可提高断面爆破后的规整性，提高断面爆破效果。因此，本方法具有掏槽效果好、进尺深、爆破断面规整、可保护断 面充填体和爆破成本低等优点。
附图说明
图1是本发明提供的矿山井下下向进路二步骤回采控制爆破方法流程图。
图2是本发明提供的所述炮孔设计正视示意图。
图3是本发明提供的所述炮孔设计剖面示意图。
图4是本发明提供的所述炮孔装药设计示意图。
图5是本发明提供的控制爆破参数。
图中，11、充填体；12、围岩。
具体实施方式
为了使本发明实现的技术手段、创作特征、达成目的与功效易于明白了 解，下面结合具体图示，进一步阐述本发明。
请参考图1至图5所示，本发明提供一种矿山井下下向进路二步骤回采 控制爆破方法，包括以下步骤：
S1、确定断面爆破的掏槽方法以及辅助眼和周边眼的排列形式：
本发明采用环形掏槽和掏槽空孔的组合掏槽方式，中间两个炮孔为掏槽 空孔，记为掏槽眼Ⅱ，掏槽空孔旁边两排炮孔为微斜孔，掏槽空孔上下两个 炮孔为垂直孔，统一记为掏槽眼Ⅰ；顶眼与上部充填体间距0.4～0.5m，与充 填体相邻的帮眼距充填体0.2m，且均为垂直炮孔，帮眼、底眼与围岩间距0.1m， 且炮孔底部向围岩有一定的偏移，顶眼、帮眼和底眼组成周边眼；辅助眼均 匀布置于周边眼和掏槽眼之间。
S2、确定控制爆破方案和相关参数：
S21、掏槽眼设计：掏槽眼Ⅱ为空孔，装1～2卷乳化炸药即可，以减少底 部岩石的夹制作用；掏槽眼Ⅰ单孔装药量为2.1kg，共需7卷乳化炸药；竖排 炮孔之间间隔0.5m，掏槽眼前口间距1.4m，掏槽眼后口间距0.6m；所有炮孔 深度皆需超深0.2m，炮孔深度为2.7m。
S22、周边眼设计：顶眼为一排与上部充填体间隔0.4m的垂直炮孔，炮 孔间距0.5～0.6m；与充填体相邻的帮眼记为帮眼Ⅰ，帮眼Ⅰ距充填体0.2m， 炮孔间距0.55～0.65m；另外的帮眼记为帮眼Ⅱ，帮眼Ⅱ和底眼均与围岩间隔 0.1m，帮眼Ⅱ间距为0.5～0.6m，底眼间距为0.55～0.65m，帮眼Ⅱ和底眼的炮 孔底部均需向围岩偏移5°；顶眼和帮眼每个炮孔需装5卷膨化硝铵炸药，每 卷炸药需间隔0.4～0.5m，而底眼需装7卷乳化炸药，以便于清渣装运；所有 炮孔深度皆为2.5m。
S23、辅助眼设计：辅助眼包括上下辅助眼和左右辅助眼，上辅助眼与顶 眼间隔0.5～0.6m，且炮孔间距为0.5～0.6m，下辅助眼炮孔间距为0.6～0.7m； 左右辅助眼均为两排辅助眼，同排辅助眼炮孔间距为0.55～0.65m，相邻两排 辅助眼间隔0.45～0.55m；与掏槽眼Ⅰ相邻的两排辅助眼与其间隔0.2～0.3m； 所有炮孔深度皆为2.5m；所有炮孔装药量皆为6卷乳化炸药。
S3、按照上述设计方案，根据现场岩石力学性质，采用凿岩台车钻凿炮 孔。
S4、按照设计方案装药：
装药参数参考上述设计方案；掏槽眼、辅助眼和底眼采用乳化炸药，且 使用连续不耦合装药结构；顶眼和帮眼采用膨化硝铵炸药，使用间隔0.4～0.5m 的不连续不耦合装药结构；所有炮孔皆需装一卷底药，保证炸药安装到位， 最后所有炮孔用水炮泥堵塞。
S5、设计起爆网络：
所有炮孔均采用孔底反向起爆，孔内安设一发电子雷管，微差起爆，起 爆顺序为掏槽眼Ⅰ、掏槽眼Ⅱ、辅助眼、帮眼、底眼、顶眼；顶眼和帮眼采 用光面爆破，孔内安设一发电子雷管，并在孔内全长敷设导爆索，形成光面 爆破起爆网络。
S6、解码数码电子雷管，随后起爆。
与现有技术相比，本发明提供的矿山井下下向进路二步骤回采控制爆破 方法，采用微楔形掏槽代替井下常用的垂直掏槽，在不增加工程量的同时又 可较好的将岩石抛出，并且可解决凿岩台车因体积过大而难以在小断面钻凿 楔形孔的难题；根据不耦合装药条件下的裂隙圈半径理论计算，可获得顶眼 和帮眼与充填体间距的合理范围，既可保护充填体，又不会降低爆破效果； 利用电子雷管和导爆索代替常规的导爆管雷管，可更为精确的控制爆破间隔 时间；顶眼和帮眼采用光面爆破，可提高断面爆破后的规整性，提高断面爆破效果。因此，本方法具有掏槽效果好、进尺深、爆破断面规整、可保护断 面充填体和爆破成本低等优点。
实施例：
本实施例中，围岩属于Ⅱ～Ⅲ级围岩，岩性较好，岩石较为难爆，断面为 4×4m的微拱形。
作为具体实施例，图2所示为井下下向进路二步骤回采控制爆破炮孔设 计正视图。其中，Ⅰ为环形掏槽眼，Ⅱ为掏槽空孔，Ⅲ为辅助眼，Ⅳ为边眼， Ⅴ为底眼，Ⅵ为顶眼；数字1～10为炮孔起曝顺序；标号11为充填体，标号 12为围岩。首先采用凿岩台车在断面中心钻凿掏槽空孔，再以此为基础钻凿 环形掏槽眼，竖排掏槽眼间距为0.5m，横排掏槽眼间距为1.4m，所有掏槽眼 超深0.2m，超深后炮孔深度为2.7m。然后与围岩间隔0.1m并以0.5m为间距 均匀布置帮眼Ⅱ、以0.55m为间距均匀布置底眼，底眼需向下偏移一定角度， 帮眼Ⅱ则需向右偏移一定角度；帮眼Ⅰ与充填体间隔0.2m，炮孔间距为0.6m， 顶眼与上部充填体间隔0.4，炮孔间距为0.6m。最后按照图示在掏槽眼和周 边眼之间均匀布置辅助眼，排间距为0.5m，孔间距为0.55m，孔深为2.5m， 所有炮孔直径皆为42mm。
作为具体实施例，请参考图3所示，所述步骤S1中采用微楔形掏槽设计 的微斜孔是与水平方向呈81°的倾斜炮孔，由此适用于凿岩台车的小断面，易 于抛出岩石。
作为具体实施例，所述步骤S1中不耦合装药条件下的裂隙圈半径计算公 式如下：
其中，σR为压碎圈与裂隙圈分界面上的径向应力，β为衰减指数，ρ0为 炸药密度，Dv为炸药爆速，n为炸药爆炸产物膨胀碰撞炮孔壁时的压力增大系 数，K为装药径向不耦合系数，le为装药轴向系数，α为载荷传播衰减指数， rb为炮孔半径，σtd为岩石的单轴动态抗拉强度，σcd为岩石的单轴动态抗压强 度，
b为侧向应力系数，μd为岩石动态泊松 比。式中取σcd＝80Mpa，σtd＝10Mpa，Dv＝3200m/s，ρ0＝1000kg/m3，将这些参数 和上述炮孔间距、炮孔深度、炮孔直径等参数代入计算，可知顶眼与上部充填体的适宜间距为0.4～0.5m，帮眼Ⅰ与充填体的适宜间距为0.2～0.3m。因此， 在本申请实施例中，在充填体下部0.4m方以0.6m为间距均匀布置顶眼，在 充填体右方0.2m处以0.6m为间距均匀布置帮眼Ⅰ，炮孔深度为2.5m。
作为具体实施例，请参考图3所示，所述步骤S21中掏槽炮孔前后口间 距应满足：
L1≤2×(2Lcotα+d)
其中，L1为掏槽眼前口间距，L为同排掏槽眼间距，α为炮孔与工作面的 夹角，d为掏槽眼后口间距。根据上述设计参数可知L＝0.5m，α＝81°，d＝0.6m， 代入计算可知掏槽炮孔(即微楔形孔)前口间距取1.4m为宜。
作为具体实施例，所述步骤S23中的底眼向下偏移5°，帮眼Ⅱ向右偏移 5°，由此可以更好的将岩石抛出，形成规整的断面，提高爆破效果。
作为具体实施例，图4所示为本发明所述炮孔装药设计示意图，Ⅰ号掏 眼槽装7卷乳化炸药，底眼与Ⅰ号掏眼槽相同，Ⅱ号掏眼槽装1～2卷乳化炸 药，Ⅲ号辅助眼装6卷乳化炸药，且都采用连续不耦合装药；顶眼和边眼装5 卷膨化硝铵炸药，每卷炸药间隔0.5m，为不连续不耦合装药；所有炮孔采用 孔底反向起爆，掏槽眼与辅助眼炮孔内安设一发电子雷管，微差起爆，掏槽 眼Ⅰ与掏槽眼Ⅱ之间间隔300～400ms起爆，由此可以较好的掏出岩石，形成 较大自由空间；同时顶眼和边眼采用光面爆破，其孔内安设一发电子雷管， 且孔内全长敷设导爆索，要求顶眼和边眼的导爆索采用三角搭接，形成光面 爆破复式起爆网络，由此可以保证顶眼和边眼同时起爆，从而提高光爆效果， 形成规整的轮廓面。
作为具体实施例，所述步骤S5中炮孔起爆间隔时间计算公式如下：
其中，W为最小抵抗线的长度，vr为裂隙发展速度。取W＝1.1m， vr＝2.22m/s，将其代入式中计算可知每种炮孔起爆间隔时间为500ms为宜，爆 破效果最好。
最后说明的是，以上实施例仅用以说明本发明的技术方案而非限制，尽 管参照较佳实施例对本发明进行了详细说明，本领域的普通技术人员应当理 解，可以对本发明的技术方案进行修改或者等同替换，而不脱离本发明技术 方案的宗旨和范围，其均应涵盖在本发明的权利要求范围当中。
Claims (8)
1.一种矿山井下下向进路二步骤回采控制爆破方法，其特征在于，包括以下步骤：
S1、确定断面爆破的掏槽方法以及辅助眼和周边眼的排列形式：
本发明采用环形掏槽和掏槽空孔的组合掏槽方式，中间两个炮孔为掏槽空孔，记为掏槽眼Ⅱ，掏槽空孔旁边两排炮孔为微斜孔，掏槽空孔上下两个炮孔为垂直孔，统一记为掏槽眼Ⅰ；顶眼与上部充填体间距0.4～0.5m，与充填体相邻的帮眼距充填体0.2m，且均为垂直炮孔，帮眼、底眼与围岩间距0.1m，且炮孔底部向围岩有一定的偏移，顶眼、帮眼和底眼组成周边眼；辅助眼均匀布置于周边眼和掏槽眼之间；
S2、确定控制爆破方案和相关参数：
S21、掏槽眼设计：掏槽眼Ⅱ为空孔，装1～2卷乳化炸药即可，以减少底部岩石的夹制作用；掏槽眼Ⅰ单孔装药量为2.1kg，共需7卷乳化炸药；竖排炮孔之间间隔0.5m，掏槽眼前口间距1.4m，掏槽眼后口间距0.6m；所有炮孔深度皆需超深0.2m，炮孔深度为2.7m；
S22、周边眼设计：顶眼为一排与上部充填体间隔0.4m的垂直炮孔，炮孔间距0.5～0.6m；与充填体相邻的帮眼记为帮眼Ⅰ，帮眼Ⅰ距充填体0.2m，炮孔间距0.55～0.65m；另外的帮眼记为帮眼Ⅱ，帮眼Ⅱ和底眼均与围岩间隔0.1m，帮眼Ⅱ间距为0.5～0.6m，底眼间距为0.55～0.65m，帮眼Ⅱ和底眼的炮孔底部均需向围岩偏移5°；顶眼和帮眼每个炮孔需装5卷膨化硝铵炸药，每卷炸药需间隔0.4～0.5m，而底眼需装7卷乳化炸药，以便于清渣装运；所有炮孔深度皆为2.5m；
S23、辅助眼设计：辅助眼包括上下辅助眼和左右辅助眼，上辅助眼与顶眼间隔0.5～0.6m，且炮孔间距为0.5～0.6m，下辅助眼炮孔间距为0.6～0.7m；左右辅助眼均为两排辅助眼，同排辅助眼炮孔间距为0.55～0.65m，相邻两排辅助眼间隔0.45～0.55m；与掏槽眼Ⅰ相邻的两排辅助眼与其间隔0.2～0.3m；所有炮孔深度皆为2.5m；所有炮孔装药量皆为6卷乳化炸药；
S3、按照上述设计方案，根据现场岩石力学性质，采用凿岩台车钻凿炮孔；
S4、按照设计方案装药：
装药参数参考上述设计方案；掏槽眼、辅助眼和底眼采用乳化炸药，且使用连续不耦合装药结构；顶眼和帮眼采用膨化硝铵炸药，使用间隔0.4～0.5m的不连续不耦合装药结构；所有炮孔皆需装一卷底药，保证炸药安装到位，最后所有炮孔用水炮泥堵塞；
S5、设计起爆网络：
所有炮孔均采用孔底反向起爆，孔内安设一发电子雷管，微差起爆，起爆顺序为掏槽眼Ⅰ、掏槽眼Ⅱ、辅助眼、帮眼、底眼、顶眼；顶眼和帮眼采用光面爆破，孔内安设一发电子雷管，并在孔内全长敷设导爆索，形成光面爆破起爆网络；
S6、解码数码电子雷管，随后起爆。
2.根据权利要求1所述的矿山井下下向进路二步骤回采控制爆破方法，其特征在于，所述步骤S1中微楔形孔为与水平方向成81°的倾斜炮孔。
3.根据权利要求1所述的矿山井下下向进路二步骤回采控制爆破方法，其特征在于，所述步骤S1中顶眼与上部充填体、帮眼Ⅰ与充填体的间距(不耦合装药条件下的裂隙圈半径)计算公式如下：
其中，σR为压碎圈与裂隙圈分界面上的径向应力，β为衰减指数，ρ0为炸药密度，Dv为炸药爆速，n为炸药爆炸产物膨胀碰撞炮孔壁时的压力增大系数，K为装药径向不耦合系数，le为装药轴向系数，α为载荷传播衰减指数，rb为炮孔半径，σtd为岩石的单轴动态抗拉强度，σcd为岩石的单轴动态抗压强度，
b为侧向应力系数，μd为岩石动态泊松比。
4.根据权利要求1所述的矿山井下下向进路二步骤回采控制爆破方法，其特征在于，所述步骤S21中掏槽炮孔前口和后口间距应满足：
L1≤2×(2Lcotα+d)
其中，L1为掏槽眼前口间距，L为同排掏槽眼间距，α为炮孔与工作面的夹角，d为掏槽眼后口间距。
5.根据权利要求1所述的矿山井下下向进路二步骤回采控制爆破方法，其特征在于，所述步骤S22中底眼炮孔底部需向下偏移5°，帮眼Ⅱ炮孔底部需向围岩偏移5°。
6.根据权利要求1所述的矿山井下下向进路二步骤回采控制爆破方法，其特征在于，所述步骤S5中，掏槽眼Ⅰ和掏槽眼Ⅱ之间间隔300～400ms起爆，同时顶眼和帮眼采用光面起爆网络，其导爆索采用三角搭接，以保证炮孔可同时起爆。
7.根据权利要求1所述的矿山井下下向进路二步骤回采控制爆破方法，其特征在于，所述步骤S5中炮孔起爆间隔时间计算公式如下：
其中，W为最小抵抗线的长度，vr为裂隙发展速度。
8.根据权利要求1所述的矿山井下下向进路二步骤回采控制爆破方法，其特征在于，所述步骤S5中掏槽眼与辅助眼、辅助眼与周边眼之间的起爆间隔时间均为400～500ms。
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Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN115468465A (zh) * | 2022-09-28 | 2022-12-13 | 彝良驰宏矿业有限公司 | 一种无掏槽快速形成补偿空间的爆破方法 |
Citations (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US4690058A (en) * | 1986-04-09 | 1987-09-01 | C-I-L Inc. | Smooth wall blasting in rock |
| US6453818B1 (en) * | 1996-10-18 | 2002-09-24 | Orica Explosives Technology Pty Ltd. | Method of controlled blasting |
| CN102230768A (zh) * | 2011-06-08 | 2011-11-02 | 中煤第七十一工程处 | 红粘土斜井掘进高效爆破方法 |
| CN110940241A (zh) * | 2019-12-02 | 2020-03-31 | 中国铁建重工集团股份有限公司 | 一种隧道极软岩深孔掏槽周边隔眼气柱装药缓冲爆破方法 |
| CN210486685U (zh) * | 2019-07-30 | 2020-05-08 | 福州大学 | 一种菱形大直径空孔直眼掏槽结构 |
| CN112161534A (zh) * | 2020-10-16 | 2021-01-01 | 重庆大学 | 一种矿山井下上向进路一步骤回采控制爆破方法 |
-
2021
- 2021-06-25 CN CN202110710329.7A patent/CN113465460A/zh not_active Withdrawn
Patent Citations (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US4690058A (en) * | 1986-04-09 | 1987-09-01 | C-I-L Inc. | Smooth wall blasting in rock |
| US6453818B1 (en) * | 1996-10-18 | 2002-09-24 | Orica Explosives Technology Pty Ltd. | Method of controlled blasting |
| CN102230768A (zh) * | 2011-06-08 | 2011-11-02 | 中煤第七十一工程处 | 红粘土斜井掘进高效爆破方法 |
| CN210486685U (zh) * | 2019-07-30 | 2020-05-08 | 福州大学 | 一种菱形大直径空孔直眼掏槽结构 |
| CN110940241A (zh) * | 2019-12-02 | 2020-03-31 | 中国铁建重工集团股份有限公司 | 一种隧道极软岩深孔掏槽周边隔眼气柱装药缓冲爆破方法 |
| CN112161534A (zh) * | 2020-10-16 | 2021-01-01 | 重庆大学 | 一种矿山井下上向进路一步骤回采控制爆破方法 |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN115468465A (zh) * | 2022-09-28 | 2022-12-13 | 彝良驰宏矿业有限公司 | 一种无掏槽快速形成补偿空间的爆破方法 |
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