RU2140055C1

RU2140055C1 - Method for destruction of rocks

Info

Publication number: RU2140055C1
Application number: RU97111685/03A
Authority: RU
Inventors: Сергей Георгиевич Тимофеев (UA); Сергей Георгиевич Тимофеев; Александр Васильевич Шапурин (UA); Александр Васильевич Шапурин
Original assignee: Сергей Георгиевич Тимофеев; Александр Васильевич Шапурин
Priority date: 1997-07-07
Filing date: 1997-07-07
Publication date: 1999-10-20

Abstract

FIELD: blasting operations, applicable for improving the quality of rock crushing due to rationally organized interaction of stress waves and increased time of blast action on rock mass. SUBSTANCE: the essence of the invention is in conventional separation of extended explosive charges into parts and individual initiation of these parts so as to provide summation of stress waves in the area of strong sections in the rock bench, for example, at the level of the bench bottom or in the area of the rock layer contacting with tamping; besides, the use of locking charge in tamping facilitates prolongation of action of detonation products on the rock mass to be destructed. EFFECT: reduced consumption of explosive and improved quality of crushing. 3 dwg

Description

Изобретение относится к ведению взрывных работ и может быть использовано для улучшения качества дробления горных пород за счет рационально организованного взаимодействия волн напряжений и увеличения времени действия взрыва на массив горных пород. The invention relates to the conduct of blasting and can be used to improve the quality of crushing rocks due to rationally organized interaction of stress waves and increase the time of the explosion on the rock mass.

Наиболее близкое техническое решение (наиболее близкий аналог) изложено в статье Ю.П.Капленко, С.Г.Тимофеева "Повышение эффективности скважинной отбойки напряженных рудных массивов" в сборнике докладов Всесоюзного совещания (УДК 622.831622.271 Горное давление и технология подземной разработки руд на больших глубинах/Отв.ред.Н.Ф.Замесов-М.)ИПКОН АН СССР, 1990, с. 103-106 (1). Он предполагает размещение в массиве горных пород удлиненных зарядов взрывчатого вещества (ВВ) с серией равномерно распределенных инициаторов вдоль каждого заряда с расстояниями между инициаторами (1), определяемыми из выражения:
(7,5 - 8,57) d_з ≤ l ≤ W/3,
где d_з - диаметр заряда, м,
W - расстояние по нормали от оси заряда до свободной поверхности, м,
и последовательный подрыв инициаторов от одного из торцов заряда через равные промежутки времени (τ), определяемые по формуле:
τ = (0,4-0,6)l/D,
где D - скорость детонации ВВ, м/с.The closest technical solution (the closest analogue) is described in the article by Yu.P. Kaplenko, S. G. Timofeev “Improving the efficiency of borehole breaking of stressed ore masses” in the collection of reports of the All-Union Meeting (UDC 622.831622.271 Rock pressure and underground ore mining technology at great depths / Edited by N.F. Zamesov-M.) IPKON AN USSR, 1990, p. 103-106 (1). It involves placing elongated explosive (explosive) charges in a rock mass with a series of evenly distributed initiators along each charge with distances between initiators (1), determined from the expression:
(7.5 - 8.57) d _s ≤ l ≤ W / 3,
where d _z is the diameter of the charge, m,
W is the distance along the normal from the axis of the charge to the free surface, m,
and successive blasting of initiators from one of the ends of the charge at equal time intervals (τ), determined by the formula:
τ = (0.4-0.6) l / D,
where D is the detonation velocity of explosives, m / s.

Известный способ позволяет обеспечить увеличение объема дробленного продукта, уменьшение расхода ВВ, улучшение качества дробления горных пород. The known method allows to increase the volume of crushed product, reducing the consumption of explosives, improving the quality of crushing of rocks.

Однако, известному способу присущи недостатки:
- ограниченная область применения зарядами малого диаметра;
- нацеленность способа на усиленное дробление только одного из участков массива, прилегающего к одному из концов заряда;
- способ ограничивается лишь улучшением волнового воздействия энергии взрыва на массив и не предусматривает усиления квазистатической фазы взрыва за счет дополнительной задержки продуктов детонации в скважине усилением забойки.However, the known method has inherent disadvantages:
- limited scope by small diameter charges;
- the focus of the method on enhanced crushing of only one of the sections of the array adjacent to one of the ends of the charge;
- the method is limited only by the improvement of the wave effect of the explosion energy on the array and does not provide for the amplification of the quasistatic phase of the explosion due to the additional delay of the detonation products in the well by reinforcing the bottom hole.

Своевременность необходимости совершенствования известного способа разрушения горных пород, повышения его эффективности и снижения расхода ВВ подтверждается высокими ценами на ВВ, формирующими большую часть себестоимости взрывания горных пород. The timeliness of the need to improve the well-known method of destruction of rocks, increase its efficiency and reduce the consumption of explosives is confirmed by high prices for explosives, which form the bulk of the cost of rock blasting.

Целью изобретения является уменьшение расхода взрывчатого вещества при улучшении качества дробления горных пород за счет рационального использования энергии волн напряжений от взрыва зарядов в отбиваемом массиве горных пород с одновременным усилением запирающего действия забойки. The aim of the invention is to reduce the consumption of explosives while improving the quality of crushing rocks due to the rational use of the energy of the waves of stresses from the explosion of charges in the beaten rock mass with a simultaneous increase in the locking action of the bottom hole.

Для решения поставленной цели в известном способе разрушения горных пород, включающем размещение в них удлиненных зарядов взрывчатых веществ с серией инициаторов, распределенных вдоль каждого заряда, последующее взрывание каждой серии с использованием одной из схем монтажа внешней взрывной сети и подрыв каждого инициатора в серии, в котором, согласно изобретению, расстояния между инициаторами (1) определяют из выражения 0,45 W ≥ l ≥ 8,6 d_з, при этом для зарядов большого диаметра предпочтительными являются границы 0,35 W ≥ l ≥ 2d_з, а малого - 0,3 W ≥ l ≥ 7,5 d_з, где W - расстояние от центра заряда диаметром d_з до свободной поверхности, а их количество выбирают в зависимости от толщины отбиваемого слоя, например высоты уступа, и из условия суммирования волн напряжений от участков заряда, подрываемых отдельными инициаторами в труднодробимом участке отбиваемого слоя горных пород, при этом порядок их инициирования в заряде задают выбором места подвода начального импульса относительно труднодробимого участка, например, если труднодробимый участок в торцевой части заряда - то от границы с забойкой к торцу, если в районе забойки - от торца заряда к забойке, если в обоих перечисленных местах - то осуществляют расходящийся порядок инициирования - к торцу и к забойке от некоторого промежуточного места в заряде, а интервалы времени между подрывом отдельных последовательно расположенных инициаторов выбирают из соотношения
τ = (0,3-0,8)l/D,
где τ - интервал времени, с,
l - граничное значение расстояний, м,
D - скорость детонации взрывчатого вещества, м/с,
кроме того, в забойке размещают запирающий заряд, который инициируют после срабатывания граничного с забойкой слоя заряда.To solve this problem in a known method of rock destruction, including placing elongated explosive charges in them with a series of initiators distributed along each charge, then blasting each series using one of the external blast network mounting schemes and undermining each initiator in a series in which , according to the invention, the distances between the initiators (1) are determined from the expression 0.45 W ≥ l ≥ 8.6 d _s , while for charges of large diameter, the boundaries 0.35 W ≥ l ≥ 2d _s and small ones are preferable, 3 W ≥ l ≥ 7.5 _dz , where W is the distance from the center of charge with a diameter of _dz to the free surface, and their number is selected depending on the thickness of the beat-off layer, for example, the step height, and from the condition of summation of the stress waves from the sections of the charge, which are undermined by separate initiators in the hard-to-crush section of the beaten-off rock layer, and the order of their initiation in the charge is determined by the choice of the location of the initial impulse relative to the hard-to-crush section, for example, if the hard-to-crush section in the end part of the charge is from the boundary with to the end and to the end and to the bottom from some intermediate place in the charge, and the time intervals between the detonation of individual sequentially located initiators are selected from the ratio
τ = (0.3-0.8) l / D,
where τ is the time interval, s,
l is the boundary value of the distances, m,
D is the detonation velocity of the explosive, m / s,
in addition, a locking charge is placed in the stemmer, which is initiated after the actuation of the charge layer which is boundary with the stemmer.

Существенными признаками заявляемого способа разрушения горных пород являются:
- размещение в породе удлиненных зарядов ВВ, а внутри и вдоль каждого из них серии инициаторов, распределенных вдоль каждого заряда;
- взрывание каждой серии инициаторов и подрыв каждого из инициаторов в серии;
- определение расстояния между инициаторами по выражению 0,45 W ≥ l ≥ 8,6 d_з, при этом для зарядов большого диаметра предпочтительными являются границы 0,35 W ≥ l ≥ 2d_з, а малого - 0,3 W ≥ l ≥ 7,5 d_з, где W - расстояние от центра заряда диаметром d_з до свободной поверхности;
- определение количества инициаторов в серии и порядка их инициирования;
- выбор интервала времени между подрывом отдельных инициаторов;
- размещение в забойке запирающего заряда, который инициируют после срабатывания граничного с забойкой слоя заряда.Salient features of the proposed method of destruction of rocks are:
- placement of elongated explosive charges in the rock, and inside and along each of them a series of initiators distributed along each charge;
- blasting each series of initiators and undermining each of the initiators in the series;
- determination of the distance between the initiators by the expression 0.45 W ≥ l ≥ 8.6 d _s , while for charges of large diameter, the boundaries 0.35 W ≥ l ≥ 2d _s and small ones are 0.3 W ≥ l ≥ 7 5 d _s, where W - the distance from the center of the charge _of diameter d to the free surface;
- determination of the number of initiators in the series and the order of their initiation;
- selection of the time interval between the detonation of individual initiators;
- placement in the stemming of the locking charge, which is initiated after the actuation of the boundary layer with the stemming of the charge.

Сопоставительный анализ с наиболее близким аналогом (1) показывает, что заявляемый способ разрушения горных пород отличается тем, что инициаторы размещают на расстояниях друг от друга, граничные значения которых определяют из соотношения
0,45 W ≥ l ≥ 8,6 d_з,
причем для зарядов большого диаметра предпочтительней соотношение
0,35 W ≥ l ≥ 2 d_з,
а для зарядов малого диаметра - соотношение
0,3 W ≥ l ≥ 7,5 d_з,
где l - граничное значение расстояний, м,
W - расстояние от центра заряда до свободной поверхности, м;
d_з - диаметр заряда, м,
а их количество и место расположения выбирают в зависимости от толщины отбиваемого слоя, например высоты уступа, и из условия суммирования волн напряжений от участков заряда, подрываемых отдельными инициаторами в труднодробимом участке отбиваемого слоя, при этом порядок их инициирования в заряде задают выбором места подвода начального импульса относительно труднодробимого участка, например, если труднодробимый участок в торцевой части заряда - то от границы с забойкой к торцу, если в районе забойки - от торца заряда к забойке, если в обоих перечисленных местах - то осуществляют расходящийся порядок инициирования - к торцу и к забойке от некоторого промежуточного места в заряде, а интервалы времени между подрывом отдельных последовательно расположенных инициаторов выбирают из соотношения
τ = (0,3-0,8)l/D,
где τ - интервал времени, с,
l - граничное значение расстояний, м,
D - скорость детонации взрывчатого вещества, м/с,
кроме того, в забойке размещают запирающий заряд, который инициируют после срабатывания граничного с забойкой слоя заряда.Comparative analysis with the closest analogue (1) shows that the inventive method of rock destruction is different in that the initiators are placed at distances from each other, the boundary values of which are determined from the ratio
0.45 W ≥ l ≥ 8.6 d _s ,
moreover, for charges of large diameter, the ratio
0.35 W ≥ l ≥ 2 d _s ,
and for charges of small diameter - the ratio
0.3 W ≥ l ≥ 7.5 d _s ,
where l is the boundary value of the distances, m,
W is the distance from the center of charge to the free surface, m;
d _s - charge diameter, m,
and their number and location are selected depending on the thickness of the beaten-off layer, for example, the height of the step, and from the condition of summing the stress waves from the sections of the charge, undermined by individual initiators in the hard-to-reach section of the beaten-off layer, the order of their initiation in the charge is determined by the choice of the location of the initial impulse relatively difficult section, for example, if the hard section in the end of the charge is from the boundary with the stem to the end, if in the region of the stem, from the end of the charge to the stem, if both x above the ground - the initiation procedure performed diverges - to the end face and stemming from some intermediate place in the charge, and the time intervals between successive undermining individual initiators are selected from the relation
τ = (0.3-0.8) l / D,
where τ is the time interval, s,
l is the boundary value of the distances, m,
D is the detonation velocity of the explosive, m / s,
in addition, a locking charge is placed in the stemmer, which is initiated after the actuation of the charge layer which is boundary with the stemmer.

Таким образом, заявляемый способ разрушения горных пород соответствует критерию изобретения "новизна". Thus, the claimed method of destruction of rocks meets the criteria of the invention of "novelty."

Сравнение заявляемого решения не только с наиболее близким аналогом (1), но и с другими техническими решениями в данной области техники не позволило выявить в них признаки, отличающие заявляемое решение от прототипа, что позволяет сделать вывод о соответствии критерию "существенные отличия". Comparison of the claimed solution not only with the closest analogue (1), but also with other technical solutions in this technical field did not allow us to identify signs that distinguish the claimed solution from the prototype, which allows us to conclude that the criterion of "significant differences".

Благодаря размещению внутри каждого заряда серии инициаторов, распределенных вдоль каждого заряда на рациональных расстояниях друг от друга, определяемых предложенным способом, а также определению их количества и порядка (направления) подрыва через выбранные по формуле интервалы времени обеспечивается управляемое срабатывание удлиненного заряда с рациональным использованием энергии волн напряжений от его взрыва путем суммирования их в требуемом (по условию труднодробимости) участке массива горных пород. За счет этого улучшается качество дробления требуемого участка и массива в целом, увеличивается объем зоны дробления, что уменьшает расход ВВ. Благодаря размещению в забойке запирающего заряда, который получает инициирующий импульс после срабатывания граничного с забойкой слоя заряда через посредство отдельного отрезка ДШ, соединяющего запирающий заряд с этим слоем, увеличивается время действия продуктов детонации в зарядной полости на массив. В результате они отдают массиву больше энергии, что обеспечивает уменьшение расхода ВВ при улучшении качества дробления горных пород. Due to the placement inside each charge of a series of initiators distributed along each charge at rational distances from each other, determined by the proposed method, as well as the determination of their quantity and the order (direction) of detonation at time intervals selected by the formula, a controlled operation of the elongated charge is provided with rational use of wave energy stresses from its explosion by summing them in the required (by the condition of intractability) section of the rock mass. Due to this, the crushing quality of the required area and the array as a whole improves, the volume of the crushing zone increases, which reduces the consumption of explosives. Due to the placement of a blocking charge in the jammer, which receives an initiating impulse after the charge layer boundary with the stemming is triggered, through a separate section of the LH connecting the locking charge with this layer, the duration of the action of detonation products in the charging cavity on the array increases. As a result, they give up more energy to the massif, which ensures a reduction in explosive consumption while improving the quality of rock crushing.

Благодаря совокупности перечисленных выше известных и новых существенных признаков стало возможным более рациональное использование энергии волн напряжений от взрыва зарядов в отбиваемом массиве горных пород путем суммирования их в районе труднодробимого участка отбиваемого слоя, что позволяет уменьшить расход ВВ при улучшении качества дробления горных пород. Thanks to the combination of the known and new significant features listed above, it became possible to more efficiently use the energy of stress waves from the explosion of charges in the beaten rock mass by summing them in the region of the hard-to-break section of the beaten layer, which makes it possible to reduce explosive consumption while improving the quality of rock crushing.

Изобретение поясняется чертежами (фиг.1-5). На фиг.1-3 показан уступ 1, вертикальная скважина 2 в нем с зарядом 3 ВВ в ней, в котором размещена серия инициаторов 4, распределенных вдоль каждого заряда, последовательность подрывания которых обозначена 4_а, 4_б и т.д., закрепленных на скважинной магистрали ДШ 5, которая соединена с поверхностной магистралью ДШ 6 стандартным узлом 7. Над зарядом 3 размещена забойка 8 с запирающим зарядом 9 в ней, закрепленным на шпагате 10 и соединенным со слоем заряда 3, контактирующего с забойкой 8, отдельным отрезком ДШ 11. На фиг.1-3 рассматриваются различные варианты размещения труднодробимых участков. В варианте (фиг.1) рассматривается наиболее часто встречающийся случай размещения труднодробимого участка уступа 1 в районе его подошвы 12. Согласно изобретению, направление подрыва 13 серии инициаторов 4, распределенных вдоль каждого заряда, - к торцу заряда 3, т.е. сверху вниз. Вариант (фиг.2) рассматривает случай, когда труднодробимый участок уступа 1 находится в области, контактирующей с забойкой 8, и направление подрыва 13 серии инициаторов 4, распределенных вдоль каждого заряда, - к забойке 8, т.е. снизу вверх. Вариант (фиг.3) - случай, когда труднодробимыми являются два участка уступа 1: в районе его подошвы 12 и в области, контактирующей с забойкой 8, и направление подрыва 13 серии инициаторов 4, распределенных вдоль каждого заряда, направлено к торцу заряда 3 и к забойке 8 одновременно, т.е. в противоположных направлениях.The invention is illustrated by drawings (Fig.1-5). Figure 1-3 shows a ledge 1, a vertical well 2 in it with a charge of 3 explosives in it, in which a series of initiators 4 is placed, distributed along each charge, the demolition sequence of which is designated 4 _a , 4 _b , etc., fixed on the borehole DSh 5, which is connected to the DSH 6 surface pipeline by a standard unit 7. Above charge 3 there is a clog 8 with a locking charge 9 in it, fixed to the twine 10 and connected to a layer of charge 3 in contact with the clog 8, a separate section of DS 11 In Figs. 1-3, various variations are considered. you trudnodrobimyh accommodation sites. In the variant (Fig. 1), the most common case of placing an intractable section of the ledge 1 in the area of its sole 12 is considered. According to the invention, the direction of the blasting of 13 series of initiators 4 distributed along each charge is toward the end of charge 3, i.e. top down. The option (figure 2) considers the case when the difficult section of the ledge 1 is located in the area in contact with the stem 8, and the direction of detonation 13 of the series of initiators 4 distributed along each charge is to the stem 9, i.e. down up. Option (figure 3) is the case when two sections of ledge 1 are difficult to crush: in the area of its sole 12 and in the area in contact with the bottomhole 8, and the direction of blasting 13 of a series of initiators 4 distributed along each charge is directed to the end of charge 3 and to the clog 8 at the same time, i.e. in opposite directions.

Процесс разрушения уступа 1 зарядом 3 покажем на примере наиболее часто встречающегося случая размещения труднодробимого участка уступа 1 в районе его подошвы 12 (фиг.1). Взрывной импульс от поверхностной магистрали 6 поступает через узел 7 к скважинной магистрали ДШ 5 и по ней - к серии инициаторов 4, распределенных вдоль каждого заряда, подрыв которых осуществляется в направлении 13 сверху вниз. В этом случае при подрыве первого инициатора 4а, расположенного в верхней части заряда 3, по уступу 1 горных пород распространяется частная волна напряжений. Ввиду того, что скорость детонации ДШ 5 равна 7-7,5 км/с, а применяемых в зарядах 3 ВВ - 3-6 км/с, каждый последующий распределенный вдоль заряда инициатор 4_б и т.д. срабатывает раньше, чем к нему по заряду 3 ВВ подходит детонационная волна, возбужденная предыдущим инициатором, в результате чего образуются очаги повышенного давления, обусловленного столкновением движущихся в заряде 3 ВВ встречно направленных детонационных волн.The process of destruction of the ledge 1 by charge 3 will be shown as an example of the most common case of placing an intractable section of ledge 1 in the area of its sole 12 (Fig. 1). An explosive impulse from the surface line 6 enters through a node 7 to the well line DS 5 and through it to a series of initiators 4 distributed along each charge, which are detonated in the direction 13 from top to bottom. In this case, when the first initiator 4a located in the upper part of the charge 3 is undermined, a partial stress wave propagates along the ledge 1 of the rocks. Due to the fact that the detonation velocity of DS 5 is 7-7.5 km / s, and used in charges of 3 explosives - 3-6 km / s, each subsequent initiator distributed along the charge is 4 _b , etc. it detonates before a detonation wave excited by the previous initiator approaches it in terms of a charge of 3 explosives, as a result of which foci of increased pressure are formed due to the collision of opposing detonation waves moving in a charge of 3 explosives.

На фиг. 4-5 приведено графическое построение ударных волн, излученных удлиненным зарядом 3 ВВ, т.е. показана волновая картина наложения частных волн напряжений а', б', в' и т.д. по мере развития детонационного процесса, соответствующая многоточечному инициированию заряда 3 ВВ. Размещение в скважине 2 заряда 3 ВВ и системы инициаторов 4, распределенных вдоль каждого заряда, и последующее взрывание заряда 3 ВВ путем последовательного, от одного его конца к другому, подрыва системы инициаторов 4, распределенных вдоль каждого заряда, через промежутки времени а'', б'', в'' и т.д. меньшие, чем временной интервал, требующийся для прохождения детонационной волной по заряду 3 ВВ расстояния между смежными инициаторами 4_а, 4_б и т.д., обеспечивает движение в заряде 3 ВВ одновременно нескольких детонационных фронтов, а, следовательно, и излучение в окружающую среду равного числа частных волн напряжений а', б' и т.д., которые образуют такую интерференционную картину наложения частных волн напряжений а', б' и т.д. друг на друга, при которой происходит увеличение максимальных суммарных напряжений в дальней зоне действия взрыва и уменьшение их вблизи заряда 3 ВВ. На фиг.4-5 показаны частные волны напряжений а', б' и т.д., движущиеся в направлении подрыва 13, т.е. от секции "а" к секции "е" (фиг.4) или от секции "а" к секции "в" (фиг.5). В области торца (фиг.4) или торца и забойки 8 (фиг.5) происходит многократное воздействие меньших (по сравнению с суммарной) по силе частных волн напряжений а', б' и т.д. Усиливается суммарное напряжение вокруг труднодробимого участка в районе подошвы уступа 1 горных пород (фиг.4) или в двух труднодробимых участках - в районе подошвы уступа 1 и слоя, контактирующего с забойкой 8 (фиг.5). Следует отметить, что рассмотренные на фиг.1 случаи размещения труднодробимых участков охватывают подавляющее большинство случаев. Таким образом, достигается интенсивное и многократное нагружение труднодробимого участка с обеспечением высокого качества дробления горных пород в нем.In FIG. Figure 4-5 shows a graphical construction of shock waves emitted by an elongated charge of 3 explosives, i.e. The wave pattern of the superposition of partial stress waves a ', b', c ', etc. is shown. as the detonation process develops, which corresponds to multipoint initiation of a charge of 3 explosives. Placement in a well 2 of a charge of 3 explosives and a system of initiators 4 distributed along each charge, and subsequent blasting of a charge of 3 explosives by sequentially, from one end to the other, of undermining a system of initiators 4 distributed along each charge at time intervals a '', b``, c '', etc. shorter than the time interval required for the detonation wave to travel along the charge of 3 explosives of the distance between adjacent initiators 4 _a , 4 _b , etc., provides several detonation fronts in the charge of 3 explosives at the same time, and, consequently, radiation into the environment equal number of partial stress waves a ', b', etc., which form such an interference pattern of the superposition of partial stress waves a ', b', etc. each other, at which there is an increase in the maximum total stresses in the far zone of the explosion and their decrease near the charge of 3 explosives. Figures 4-5 show particular stress waves a ', b', etc., moving in the direction of blasting 13, i.e. from section “a” to section “e” (FIG. 4) or from section “a” to section “B” (FIG. 5). In the area of the end face (Fig. 4) or the end face and stemming 8 (Fig. 5), multiple impacts of stresses a ', b', smaller (in comparison with the total) in the strength of the partial waves of waves occur, etc. The total stress increases around the hard-to-crush section in the region of the bottom of the ledge 1 of the rocks (Fig. 4) or in two hard-to-crush sections - in the region of the sole of the ledge 1 and the layer in contact with the bottom hole 8 (Fig. 5). It should be noted that the cases of placement of difficult sections considered in Fig. 1 cover the vast majority of cases. Thus, intensive and multiple loading of the difficult section is achieved with high quality crushing of rocks in it.

Однако у явления взрыва есть две фазы, обеспечивающие эффективность дробления горных пород: скоротечная волновая, описанная выше, и более длительная квазистатическая. При скорости взрывных волн в массиве 2-5 км/с и расстояниях между зарядами 6-8 м с учетом возникновения отраженных волн их прохождение по разрушаемому уступу 1 заканчивается через 5-8 мс, тогда как полный процесс разрушения уступа 1 согласно литературным данным составляет 80-100 мс, т.е. временной интервал общий на порядок превышает длительность волновой фазы взрыва. Всякое увеличение общей длительности времени действия взрыва приводит к передаче большей доли энергии взрыва разрушаемой горной породе и повышению коэффициента полезного действия взрыва. Эта цель достигается взрывом запирающего заряда 9, размещенного в забойке 8. Его срабатывание осуществляется от отдельного отрезка ДШ 11, который получает импульс от слоя заряда 3 ВВ, контактирующего с забойкой 8. Срабатывание запирающего заряда 9 вызывает прохождение по раскаленным сильно сжатым взрывным газам в скважине 2, как по жидкости, волны, ее отражения от торца скважины и возврат к тому месту, где был запирающий заряд 9. Условно можно предположить, что задержка времени вылета продуктов детонации из скважины 2 и соответственно увеличение длительности действия взрыва равна интервалу времени на прохождение прямой волны по газам взрыва до торца скважины и отраженной по ним же назад к забойке 8. Если принять скорость такой волны (0,6-0,8)D, а D = 4 км/с, при высоте уступа, равной 15 м, длина заряда часто составляет 12 м; время задержки составляет 8-10 мс, т.е. общая длительность взрыва увеличится приблизительно на 10%. However, the explosion phenomenon has two phases that ensure the efficiency of rock crushing: transient wave, described above, and a longer quasistatic. When the speed of the blast waves in the massif is 2-5 km / s and the distance between the charges is 6-8 m, taking into account the occurrence of reflected waves, their passage through the destructible ledge 1 ends in 5-8 ms, while the complete destruction of the ledge 1 according to the literature is 80 -100 ms, i.e. the total time interval is an order of magnitude greater than the duration of the wave phase of the explosion. Any increase in the total duration of the explosion leads to the transfer of a larger fraction of the energy of the explosion to the rock being destroyed and to an increase in the efficiency of the explosion. This goal is achieved by the explosion of the locking charge 9 located in the bottom hole 8. Its operation is carried out from a separate segment DS 11, which receives an impulse from the charge layer 3 of the explosive contacting the bottom 8. The operation of the locking charge 9 causes the passage through hot heated compressed explosive gases in the well 2, as in liquid, waves, its reflection from the well’s end and return to the place where the blocking charge 9 was. Conditionally, we can assume that the delay in the time of detonation products departure from well 2 and, accordingly, increase e the duration of the explosion is equal to the time interval for the passage of the direct wave through the gases of the explosion to the end of the well and reflected back to the stem 8. If we take the speed of such a wave (0.6-0.8) D, and D = 4 km / s , with a step height of 15 m, the charge length is often 12 m; the delay time is 8-10 ms, i.e. the total duration of the explosion will increase by approximately 10%.

На фиг. 5 показан случай развития процесса взрыва, когда труднодробимые участки находятся одновременно на уровне подошвы 12 уступа 1 и на уровне забойки 8. Процесс взрывания протекает аналогично, с той разницей, что точку начала инициирования серии инициаторов 4, распределенных вдоль каждого заряда, выбирают в каждом конкретном случае индивидуально: по центру заряда 3 или ближе к одному из его торцов в зависимости от условий взрывания. In FIG. Figure 5 shows the case of the development of the explosion process, when hard-to-crush sections are simultaneously at the level of the sole 12 of the ledge 1 and at the level of the clogging 8. The blasting process proceeds similarly, with the difference that the initiation point of the series of initiators 4 distributed along each charge is chosen in each particular case individually: in the center of the charge 3 or closer to one of its ends, depending on the conditions of the explosion.

С целью изучения положительного действия предложенных факторов был проведен комплекс исследований на карьере Ингулецкого горнообогатительного комбината. На горизонте - 150 м был подготовлен к взрыву блок горных пород, на одном из флангов которого пятнадцать скважин диаметром 0,25 м были подготовлены к взрыву предложенным способом. Высота уступа (толщина отбиваемого слоя) составляла 15 м. Длина забойки 6 м. Длина перебура 3 м. Длина заряда гранулотола 12 м. В сравниваемой части блока скважины были расположены на паспортном расстоянии друг от друга (6х5 м), а в другой части (экспериментальной) - на расстоянии 6х6 м. В части блока с паспортным расположением скважин был применен обычный способ взрывания заряда, а в другой части применили предложенный способ разрушения горных пород. Серии инициаторов для удлиненных зарядов изготовляли следующим образом. По выражению 0,35 W ≥ l ≥ 2d_з определяли расстояние между инициаторами в серии. В этом случае W= 7 м, а d_з=0,25 м, тогда выражение принимает вид 2,45 ≥ l ≥ 0,5. Толщина отбиваемого слоя 15 м. Требуемый (труднодробимый) участок, в котором необходимо улучшить качество дробления, - подошва уступа. Приняли расстояние между инициаторами в серии 1,0 м и закрепили их на двух нитях детонирующего шнура марки ДШЭ-12. Для этого на поверхности уступа были выложены камни - "реперы" на расстоянии 1,0 м друг от друга. Вдоль этих камней разматывали две бухты ДШ и против каждого камня крепили инициатор - тротиловую шашку Т-400г. Всего в серии было 9 инициаторов. Отдельно на отрезке ДШ длиной 5 м изготавливали запирающий заряд для забойки из трех шашек Т-400г общей массой около 1,2 кг. По формуле τ = (0,3-0,8)l/D определяли интервал времени срабатывания между подрывом отдельных инициаторов. Поскольку l= 1,0 м, а скорость детонации гранулотола в частично обводненной скважине D=5500 м/с, то по формуле время между подрывом отдельных инициаторов в серии должно находиться в пределах:

Поскольку инициаторы расположены на ДШЭ-12, скорость детонации которого 7000 м/с, интервал времени между подрывом каждого из них будет равен: τ = 1,2 м : 7000 м/с = 0,171 мс, т.е. интервал времени между подрывом инициаторов в серии находится в требуемых пределах. Перед заряжанием серию инициаторов на нитях ДШ опускали в скважины. Также в скважину на уровень середины забойки опускали запирающий заряд на шпагате, от которого нить ДШЭ-12 опускалась ниже забойки до уровня части заряда, контактирующей с забойкой. Подобным образом готовили к заряжанию все скважины. После этого скважины заполняли зарядом гранулотолла на высоту 12 м, а сверху размещали забоечный материал. Затем монтировали внешнюю взрывную сеть из нитей ДШЭ-12. При этом нити ДШЭ-12, выходящие из скважин, на которых закреплены серии инициаторов, закрепляли к поверхностным магистралям ДШЭ-12. В поверхностной сети из ДШЭ-12 устанавливали пиротехнические реле известным способом. В процессе взрывания импульс от поверхностной магистрали ДШЭ-12 поступал к каждой серии инициаторов на ДШЭ-12, размещенных в скважинах, и порядок инициирования инициаторов в серии был от забойки к торцу заряда, поскольку труднодробимый участок расположен на уровне подошвы уступа. В этом случае нижний инициатор в серии располагался на 0,5 м выше уровня подошвы уступа, а верхний - на 1,5 м ниже контакта заряда с забойкой. После срабатывания первого из инициаторов в серии детонация заряда шла в двух направлениях. Основная часть - к его торцу, управляемая серией инициаторов с обеспечением суммирования волн напряжений в районе подошвы уступа, и вверх - к границе заряда с забойкой. В момент, когда приконтактный слой заряда с забойкой срабатывает, воспринимает детонацию отдельный отрезок ДШЭ-12, который передает ее запирающему заряду. Срабатывание последнего обеспечивает усиление запирающего эффекта, увеличение времени действия взрыва на массив. В результате выполненного экспериментального взрыва на участке блока, взорванного предложенным способом разрушения горных пород, был увеличен объем дробления (сетка скважин 6х6 м); получено улучшение качества дробления горных пород: размер среднего куска 0,25 м против 0,27 м на участке, взорванном по обычной технологии; улучшена проработка подошвы уступа: на экспериментальном участке при экскавации было понижение уровня подошвы на 0,5 м ниже, чем на контрольном участке.In order to study the positive effect of the proposed factors, a series of studies was conducted at the quarry of the Ingulets mining and processing plant. At a horizon of 150 m, a rock block was prepared for blasting, on one of the flanks of which fifteen wells with a diameter of 0.25 m were prepared for blasting by the proposed method. The height of the step (thickness of the striking layer) was 15 m. The length of the stem was 6 m. The length of the drill was 3 m. The length of the granulotol charge was 12 m. In the compared part of the block, the wells were located at the passport distance from each other (6x5 m), and in the other part ( experimental) - at a distance of 6x6 m. In the part of the block with the passport location of the wells, the usual method of blasting the charge was used, and in the other part the proposed method of rock destruction was applied. A series of initiators for extended charges were made as follows. Using the expression 0.35 W ≥ l ≥ 2d _s , the distance between the initiators in the series was determined. In this case, W = 7 m, and d _z = 0.25 m, then the expression takes the form 2.45 ≥ l ≥ 0.5. The thickness of the striking layer is 15 m. The required (intractable) area in which it is necessary to improve the quality of crushing is the sole of the ledge. We took the distance between the initiators in a series of 1.0 m and fixed them on two threads of a detonating cord of the DShE-12 brand. To do this, stones were laid on the surface of the ledge - "benchmarks" at a distance of 1.0 m from each other. Two DSh coils were unwound along these stones, and an initiator, the TNT grenade T-400g, was fastened against each stone. There were 9 initiators in the series. Separately, a blocking charge for jamming of three T-400g pieces with a total mass of about 1.2 kg was made in a 5 m long section of a small school. Using the formula τ = (0.3-0.8) l / D, the response time interval between the detonation of individual initiators was determined. Since l = 1.0 m, and the detonation velocity of granulotol in a partially flooded well D = 5500 m / s, according to the formula, the time between the detonation of individual initiators in a series should be within:

Since the initiators are located on the DShE-12, the detonation velocity of which is 7000 m / s, the time interval between the detonation of each of them will be equal to: τ = 1.2 m: 7000 m / s = 0.171 ms, i.e. the time interval between the undermining of the initiators in the series is within the required limits. Before loading, a series of initiators on the DS threads was lowered into the wells. Also, a locking twine charge was lowered into the well to the mid-stemming level, from which the DSHE-12 thread dropped below the stemming to the level of the part of the charge in contact with the stemming. Similarly, all wells were prepared for loading. After this, the wells were filled with a granulotoll charge to a height of 12 m, and bottom hole material was placed on top. Then mounted an external explosive network of threads DSHE-12. At the same time, DShE-12 filaments leaving the wells, on which a series of initiators are fixed, were fixed to the DSHE-12 surface highways. Pyrotechnic relays were installed in a surface network from DShE-12 in a known manner. During the blasting process, an impulse from the DSHE-12 superficial line was delivered to each series of initiators at DSHE-12 located in the wells, and the initiator initiation order in the series was from the stemming to the end of the charge, since the intractable section is located at the level of the bottom of the ledge. In this case, the lower initiator in the series was located 0.5 m above the level of the bottom of the ledge, and the upper one was 1.5 m below the charge contact with the bottomhole. After the triggering of the first of the initiators in the series, the detonation of the charge went in two directions. The main part is towards its end, controlled by a series of initiators with ensuring the summation of stress waves in the area of the bottom of the ledge, and upwards - to the charge boundary with the bottomhole. At the moment when the contact layer of the charge with the stem is triggered, a separate segment of the DSE-12 perceives detonation, which transfers it to the locking charge. The operation of the latter provides an increase in the locking effect, an increase in the time of the explosion on the array. As a result of the experimental explosion in the area of the block blown up by the proposed method of rock destruction, the crushing volume was increased (6 × 6 m well network); an improvement in the quality of crushing rocks was obtained: the size of the average piece 0.25 m versus 0.27 m in the area blown up by conventional technology; the working out of the bottom of the ledge was improved: in the experimental section during excavation there was a decrease in the level of the bottom by 0.5 m lower than in the control section.

Согласно результатов испытаний преимуществом заявляемого способа разрушения горных пород по сравнению с прототипом является: увеличение объема дробленного продукта, уменьшение расхода ВВ, улучшение качества дробления горных пород и проработки подошвы уступа. According to the test results, the advantage of the proposed method for the destruction of rocks in comparison with the prototype is: an increase in the volume of crushed product, a decrease in the consumption of explosives, an improvement in the quality of crushing of rocks and development of the sole of the ledge.

Преимущество предложенного изобретения заключается в том, что при его использовании благодаря рациональному использованию энергии волн напряжений от взрыва зарядов в отбиваемом массиве горных пород и усилению запирающего эффекта забойки, уменьшается расход ВВ при улучшении качества дробления горных пород, что в конечном итоге повышает экономические показатели предприятия, использующего предложенный способ разрушения горных пород. The advantage of the proposed invention is that when it is used due to the rational use of the energy of the stress waves from the explosion of charges in the beaten rock mass and the strengthening of the locking effect of the clogging, the explosive consumption decreases while improving the quality of crushing of rocks, which ultimately increases the economic performance of the enterprise, using the proposed method of destruction of rocks.

Claims

A method of rock destruction, including placing elongated explosive charges in them with a series of initiators in each of them, blasting each series according to one of the external blast network installation schemes, and undermining each initiator in a series, characterized in that the initiators are placed at distances from each other whose boundary values are determined from the relation
0.45 w ≥ l ≥ 8.6 d _s ,
moreover, for charges of large diameter, the ratio
0.35 w ≥ l ≥ 2 d _s ,
and for charges of small diameter - the ratio
0.3 w ≥ l ≥ 7.5 d _s ,
where l is the boundary value of distances, m;
w is the distance from the center of charge to the free surface, m;
d _s - charge diameter, m,
and their number and location are selected depending on the thickness of the beaten-off layer, for example, the height of the step, and from the condition of summing the stress waves from the sections of the charge, undermined by individual initiators in the hard-to-reach section of the beaten-off layer, the order of their initiation in the charge is determined by the choice of the location of the initial impulse relatively difficult section, for example, if the hard section in the end of the charge is from the boundary with the stem to the end, if in the region of the stem, from the end of the charge to the stem, if both x above the ground - the initiation procedure performed diverging to end and stemming from some intermediate place in the charge, and the time intervals between successive undermining individual initiators are selected from the relation
τ = (0.3 ÷ 0.8) l / D,
where τ is the time interval, s;
l is the boundary value of distances, m;
D is the detonation velocity of the explosive, m / s,
in addition, a locking charge is placed in the stemmer, which is initiated after the actuation of the charge layer which is boundary with the stemmer.