RU2584167C1 - Method of blasting rock - Google Patents
Method of blasting rock Download PDFInfo
- Publication number
- RU2584167C1 RU2584167C1 RU2015106093/03A RU2015106093A RU2584167C1 RU 2584167 C1 RU2584167 C1 RU 2584167C1 RU 2015106093/03 A RU2015106093/03 A RU 2015106093/03A RU 2015106093 A RU2015106093 A RU 2015106093A RU 2584167 C1 RU2584167 C1 RU 2584167C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- explosive
- charges
- funnel
- blasting
- wells
- Prior art date
Links
Images
Classifications
-
- 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
Landscapes
- Engineering & Computer Science (AREA)
- General Engineering & Computer Science (AREA)
- Earth Drilling (AREA)
- Drilling And Exploitation, And Mining Machines And Methods (AREA)
Abstract
Description
Техническое решение относится к горнодобывающей промышленности и может быть использовано для добычи полезных ископаемых буровзрывным способом с применением схем короткозамедленного взрывания зарядов взрывчатых веществ (ВВ).The technical solution relates to the mining industry and can be used for mining using the blasting method using short-circuit explosive explosive charges.
Известен способ ведения буровзрывных работ по патенту РФ №2290597, кл. F42D 3/04, Е21С 41/26, опубл. в бюл. №36 за 2006 г., включающий многорядное (2 и более) обуривание взрываемого блока скважинами постоянного диаметра, заряжание скважин ВВ, соединение зарядов ВВ взрывной сетью и короткозамедленное их взрывание, при котором величину энергии зарядов в нижней части первого и последующего нечетных рядов увеличивают путем, например, бурения параллельно сближенных скважин, заряды которых по высоте не одинаковы, или расширения скважин в этой части, а также увеличивают сетку расположения зарядов нечетных и четных рядов. Каждый заряд четного ряда взрывают после ослабления отбиваемого им массива взрывом увеличенных зарядов предшествующего нечетного ряда.A known method of drilling and blasting according to the patent of the Russian Federation No. 2290597, class. F42D 3/04, E21C 41/26, publ. in bull. No. 36 for 2006, which includes multi-row (2 or more) drilling of the blasting block with wells of constant diameter, loading of explosive wells, connecting explosive charges with an explosive network and short-blasting them, in which the charge energy in the lower part of the first and subsequent odd rows is increased by , for example, drilling parallel to closely spaced wells, whose charges are not the same in height, or expanding wells in this part, and also increase the grid arrangement of charges of odd and even rows. Each charge of an even row is blown up after weakening the array beaten by it by an explosion of increased charges of the previous odd row.
Недостатком этого способа является то, что при короткозамедленном взрывании условия работы каждого заряда не остаются постоянными, а изменяются в зависимости от существующих и вновь образуемых плоскостей обнажения массива горных пород взрывами зарядов предыдущих ступеней замедления. При проектировании массовых взрывов в пределах блока угол α раскрытия взрывной воронки остается одинаковым для всех взрывных воронок, что не соответствует изменяющимся условиям работы каждого заряда в процессе взрывания. Вследствие этого горная порода переизмельчается в одних местах и неравномерно дробится в других, что ведет к некачественному дроблению горной породы. Для обеспечения качественного дробления требуется увеличенный объем буровых работ и повышенный расход ВВ на отбойку.The disadvantage of this method is that during short-blown blasting, the operating conditions of each charge do not remain constant, but change depending on the existing and newly formed outcrop planes of the rock mass by explosive charges of previous stages of deceleration. When designing mass explosions within a block, the opening angle α of the explosive funnel remains the same for all explosive funnels, which does not correspond to the changing working conditions of each charge during the explosion. As a result, the rock is crushed in some places and unevenly crushed in others, which leads to poor-quality crushing of the rock. To ensure high-quality crushing, an increased volume of drilling operations and an increased consumption of explosives for breaking are required.
Наиболее близким по технической сущности и совокупности существенных признаков к предлагаемому техническому решению является способ взрывной отбойки горных пород по патенту РФ №2410640, кл. F42D 3/04, опубл. в бюл. №3 за 2011 г., включающий бурение скважин, их заряжание, монтаж поверхностной взрывной сети с помощью детонирующего шнура и пиротехнических реле и взрывание скважин по схеме с клиновым врубом, при котором взрывание скважин осуществляют по секциям с количеством скважин в ряду, равным 5, и с замедлением между секциями, равным (10÷15)а мс, где а - расстояние между скважинами в ряду, скважины в клине взрывают относительно друг друга с замедлением, равным (15÷25)в мс, где в - расстояние между рядами скважин, причем в первую очередь взрывают скважину, находящуюся в вершине клина, а далее - в порядке по мере удаления от вершины клина.The closest in technical essence and the totality of essential features to the proposed technical solution is a method of explosive breaking rocks according to the patent of the Russian Federation No. 2410640, class. F42D 3/04, publ. in bull. No. 3 for 2011, including drilling, loading, mounting a surface blast network using a detonating cord and pyrotechnic relays and blasting wells according to a wedge-shaped scheme, in which blasting of wells is carried out in sections with the number of wells in a row equal to 5, and with a deceleration between sections equal to (10 ÷ 15) a ms, where a is the distance between wells in a row, wells in a wedge explode relative to each other with a deceleration equal to (15 ÷ 25) in ms, where b is the distance between rows of wells , and in the first place they explode a well, finding which is located at the top of the wedge, and then in the order with increasing distance from the top of the wedge.
Недостатком данного способа является то, что взрывание скважин по схеме с клиновым врубом, при котором в первую очередь взрывают скважину, находящуюся в вершине клина, а далее - в порядке по мере удаления от вершины клина, не обеспечивает эффективное использование энергии взрыва, поскольку угол α раскрытия взрывной воронки остается одинаковым для всех взрывных воронок в ряду, что не соответствует изменяющимся условиям работы каждого заряда в процессе взрывания, ведет к некачественному дроблению горной породы и требует увеличенного объема буровых работ для обеспечения качественного дробления, при этом отсутствие определения удельного расхода заряда ВВ для каждой взрывной воронки повышает расход ВВ на отбойку, необходимый для качественного дробления, что снижает эффективность взрывной отбойки.The disadvantage of this method is that blasting holes according to a wedge-shaped scheme, in which the hole located at the top of the wedge is first blown up, and then in order as it moves away from the top of the wedge, does not provide efficient use of the explosion energy, since the angle α the opening of the blasting funnel remains the same for all blasting funnels in a row, which does not correspond to the changing working conditions of each charge during the blasting process, leads to poor-quality crushing of the rock and requires an increased volume and drilling operations to ensure high-quality crushing, while the lack of determination of the specific explosive charge charge for each explosive funnel increases the explosive consumption for breaking, which is necessary for high-quality crushing, which reduces the efficiency of explosive breaking.
Технической задачей предлагаемого способа является повышение эффективности взрывной отбойки за счет снижения объема буровых работ и расхода ВВ на отбойку при обеспечении качественного дробления горной породы.The technical task of the proposed method is to increase the efficiency of explosive blasting by reducing the amount of drilling work and the consumption of explosives for blasting while ensuring high-quality crushing of rock.
Поставленная задача решается следующим образом. В способе взрывной отбойки горных пород, включающем бурение скважин в блоке, анализ свойств горных пород и определение на его основе удельного расхода qв заряда ВВ для каждой взрывной воронки, закладку в скважины зарядов ВВ и последующее короткозамедленное взрывание этих зарядов по принятой схеме с образованием разных по диаметру и глубине взрывных воронок, согласно техническому решению удельный расход qв заряда ВВ для каждой взрывной воронки определяют из соотношения:The problem is solved as follows. In the method of explosive blasting of rocks, including drilling wells in the block, analyzing the properties of rocks and determining on its basis the specific consumption q in the explosive charge for each explosive funnel, laying explosive charges in the wells and subsequent short-blown blasting of these charges according to the adopted scheme with the formation of different the diameter and depth of the explosive funnels, according to the technical solution, the specific consumption q in the explosive charge for each explosive funnel is determined from the ratio:
где α - угол раскрытия взрывной воронки, град.;where α is the opening angle of the explosive funnel, deg .;
γ - плотность горной породы отбиваемого участка массива в пределах взрывной воронки, т/м3;γ is the density of the rock being beaten section of the array within the explosive funnel, t / m 3 ;
KГТУ - коэффициент учета горнотехнических условий отбойки блока;K GTU - coefficient accounting mining conditions breakdown block;
q2 - планируемый удельный расход ВВ на вторичное дробление, т/м3, а указанный коэффициент KГТУ определяют по формуле:q 2 - the planned specific consumption of explosives for secondary crushing, t / m 3 , and the specified coefficient K GTU is determined by the formula:
где Kр - параметр, учитывающий расположение скважин, м,where K p - parameter taking into account the location of the wells, m,
K0 - коэффициент, учитывающий условия отбойки;K 0 - coefficient taking into account the conditions of breaking;
Kво - коэффициент, учитывающий особенности выпуска горных пород из днища блока;K in - coefficient taking into account the features of the release of rocks from the bottom of the block;
Kвв - коэффициент, учитывающий работоспособность ВВ;K cc - coefficient taking into account performance of BB;
Kn - коэффициент, учитывающий влияние статических напряжений по глубине отработки;K n - coefficient taking into account the influence of static stresses along the depth of mining;
ƒ - крепость горных пород по М.М. Протодьяконову;ƒ - rock fortress according to M.M. Protodyakonov;
υ - коэффициент, учитывающий трещиноватость горных пород;υ - coefficient taking into account the fracturing of rocks;
m - коэффициент сближения зарядов ВВ;m is the coefficient of convergence of explosive charges;
w - линия наименьшего сопротивления зарядов ВВ, м;w is the line of least resistance to explosive charges, m;
dв - принимаемый диаметр выемочного куска горной породы, м,d in - the accepted diameter of the excavation piece of rock, m,
при этом заряды ВВ с меньшими углами α раскрытия взрывной воронки взрывают с опережением по отношению к зарядам ВВ с большими углами α раскрытия взрывной воронки в каждом ряду скважин.the explosive charges with smaller opening angles α of the explosive funnel are blown ahead of the explosive charges with large opening angles α of the opening of the explosive funnel in each row of wells.
В таблице приведены пояснения выбора параметров, используемых в математических формулах.The table provides explanations for the selection of parameters used in mathematical formulas.
Предложенный способ взрывной отбойки горных пород обеспечивает эффективное использование энергии взрыва каждого заряда за счет опережающего взрывания зарядов с меньшими углами α раскрытия взрывных воронок по отношению к зарядам этого же ряда с максимально возможными углами α раскрытия взрывных воронок, достигающими 360° в процессе короткозамедленного взрывания. За счет указанного опережающего взрывания создаются незажатые поверхности, и при определенном значении удельного расхода qв ВВ энергия взрыва расходуется на равномерное дробление горной породы. При выбранном способе взрывной отбойки горных пород для каждой скважины выбирается необходимое и достаточное количество ВВ, тем самым достигается снижение удельного расхода qв ВВ. Для закладки меньшего количества qв ВВ требуется меньший объем буровых работ при обеспечении качественного дробления горных пород по сравнению со способом взрывной отбойки горных пород по патенту РФ №2410640.The proposed method of explosive rock breaking ensures the efficient use of the explosion energy of each charge due to the advanced blasting of charges with smaller opening angles α of explosive funnels with respect to charges of the same series with the maximum possible opening angles α of explosive funnels reaching 360 ° in the process of short-blown blasting. Due to the specified advanced blasting, unclamped surfaces are created, and at a certain value of the specific consumption q in explosives, the explosion energy is spent on uniform crushing of the rock. With the selected method of explosive rock breaking for each well, the necessary and sufficient quantity of explosives is selected, thereby reducing the specific consumption q in explosives. For laying a smaller amount of q in explosives, a smaller amount of drilling is required while ensuring high-quality crushing of rocks in comparison with the method of explosive breaking of rocks according to RF patent No. 2410640.
Сущность технического решения поясняется примером реализации способа взрывной отбойки горных пород и чертежом, где представлена схема расположения зарядов ВВ с указанием углов раскрытия взрывной воронки от α1 до α4, выбранных по проекту отработки месторождения в блоке горных пород для их взрывания.The essence of the technical solution is illustrated by an example of the implementation of the method of explosive blasting of rocks and the drawing, which shows the location of explosive charges with the angles of opening of the explosive funnel from α 1 to α 4 selected according to the project of mining in the rock block for their blasting.
Следующие примеры иллюстрируют способ взрывной отбойки горных пород.The following examples illustrate a method for blasting rock formations.
Пример 1.Example 1
Способ взрывной отбойки горных пород реализуют следующим образом.The method of explosive breaking rocks is implemented as follows.
1. При отработке блока Б в нем бурят скважины 1÷5 в рядах I÷III.1. When mining block B,
Анализируют свойства горных пород. Определяют плотность горной породы (например, γ=3 т/м3), коэффициент, учитывающий трещиноватость горных пород (например, υ=0,95), крепость горных пород по М.М. Протодьяконову (например, ƒ=10). В зависимости от проектной документации выбирают углы α1÷α4 раскрытия взрывных воронок (например, α1=7π/30 рад, α2=5π/12 рад, α3=π рад, α4=5π/9 рад), диаметр выемочного куска горной породы (например, dв=0,1 м), линию наименьшего сопротивления зарядов ВВ (например, w=1,5 м), коэффициент сближения зарядов ВВ (например, m=1,2), планируемый удельный расход ВВ на вторичное дробление, (например, q2=0,1 т/м3), коэффициент, учитывающий особенности выпуска горных пород из днища блока Kво=1 (например, применяется круглая воронка выпуска), коэффициент, учитывающий работоспособность ВВ Kвв=1 (например, применяется стандартное ВВ).Analyze the properties of rocks. The density of the rock is determined (for example, γ = 3 t / m 3 ), the coefficient taking into account the fracture of the rocks (for example, υ = 0.95), the rock strength according to M.M. Protodyakonov (for example, ƒ = 10). Depending on the design documentation, the angles α 1 ÷ α 4 of the opening of the explosive funnels are selected (for example, α 1 = 7π / 30 rad, α 2 = 5π / 12 rad, α 3 = π rad, α 4 = 5π / 9 rad), diameter excavation piece of rock (for example, d in = 0.1 m), the line of least resistance to explosive charges (for example, w = 1.5 m), the coefficient of convergence of explosive charges (for example, m = 1.2), the planned specific consumption of explosives for secondary crushing (for example, q = 0.1 m 2 / m 3), the coefficient that takes into account characteristics of the release of rocks in the bottom block of K = 1 (e.g., applied round release funnel) coefficient reflecting the slave petitiveness BB K cc = 1 (e.g., the standard applicable BB).
2. По таблице определяют параметры:2. The table defines the parameters:
коэффициент, учитывающий условия отбойки K0=1 (т.к. крепость горной породы 10);a coefficient taking into account the breakdown conditions K 0 = 1 (since the rock strength is 10);
коэффициент, учитывающий влияние статических напряжений по глубине отработки Kn=1 (для глубины 800 м),coefficient taking into account the influence of static stresses along the working depth K n = 1 (for a depth of 800 m),
параметр, учитывающий расположение скважин, Kр=1,1 м (отбойка массива треугольной формы на одну свободную поверхность).a parameter taking into account the location of the wells, K p = 1.1 m (breaking off a triangular array onto one free surface).
3. Определяют КГТУ - коэффициент учета горнотехнических условий отбойки блока по формуле:3. Determine K GTU - coefficient accounting mining conditions of breaking the block according to the formula:
КГТУ=81,9·10-3.To GTU = 81.9 · 10 -3 .
4. Определяют удельный расход qв заряда ВВ для каждой взрывной воронки из соотношения:4. Determine the specific consumption q in the explosive charge for each explosive funnel from the ratio:
Для скважин 1, 5, 11, 15 qв=0,46·10-3 т/м3,For
Для скважин 3, 7, 9, 13 qв=0,49·10-3 т/м3,For
Для скважин 2, 4, 8, 12, 14 qв=0,1·10-3 т/м3,For
Для скважин 6, 10 qв=0,23·10-3 т/м3,For wells 6, 10 q in = 0.23 · 10 -3 t / m 3 ,
Т.е. для каждой скважины определяется оптимальное количество qв ВВ в зависимости от угла α раскрытия взрывной воронки, коэффициента учета горнотехнических условий отбойки KГТУ, плотности горной породы γ и планируемого удельного расхода ВВ на вторичное дробление q2.Those. for each well, the optimal amount of q in the explosive is determined depending on the angle α of the opening of the explosive funnel, the coefficient for taking into account the mining and technical conditions for breaking K GTU , the rock density γ and the planned specific consumption of explosives for secondary crushing q 2 .
5. После этого осуществляют закладку в скважины 1÷15 зарядов ВВ и последующее короткозамедленное их взрывание с образованием разных по диаметру и глубине взрывных воронок. При этом заряды ВВ с меньшими углами α раскрытия взрывной воронки взрывают с опережением по отношению к зарядам ВВ с большими углами α раскрытия взрывной воронки в каждом ряду скважин.5. After that, they carry out the laying of 1–15 explosive charges into the wells and their subsequent short-blown explosions with the formation of explosive funnels of different diameters and depths. In this case, explosive charges with smaller opening angles α of the explosive funnel explode ahead of explosive charges with large opening angles α of the opening of the explosive funnel in each row of wells.
Пример 2.Example 2
Способ взрывной отбойки горных пород реализуют следующим образом.The method of explosive breaking rocks is implemented as follows.
1. При отработке блока Б в нем бурят скважины 1÷15 в рядах I÷III.1. When mining block B,
Анализируют свойства горных пород. Определяют плотность горной породы (например, γ=3,2 т/м3), коэффициент, учитывающий трещиноватость горных пород (например, υ=0,97), крепость горных пород по М.М. Протодьяконову (например, ƒ=9). В зависимости от проектной документации выбирают углы α1÷α4 раскрытия взрывных воронок (например, α1=π/6 рад, α2=5π/11 рад, α3=π рад, α4=2π/3 рад), диаметр выемочного куска горной породы (например, dв=0,1 м), линию наименьшего сопротивления зарядов ВВ (например, w=1,4 м), коэффициент сближения зарядов ВВ (например, m=1,1), планируемый удельный расход ВВ на вторичное дробление, (например, q2=0,11 т/м3), коэффициент, учитывающий особенности выпуска горных пород из днища блока Kво=0,9 (например, применяется эллипсовидная воронка выпуска), коэффициент, учитывающий работоспособность ВВ Kвв=1 (например, применяется стандартное ВВ).Analyze the properties of rocks. The density of the rock is determined (for example, γ = 3.2 t / m 3 ), the coefficient taking into account the fracturing of the rocks (for example, υ = 0.97), the rock strength according to M.M. Protodyakonov (for example, ƒ = 9). Depending on the project documentation, the angles α 1 ÷ α 4 of the opening of the explosive funnels are selected (for example, α 1 = π / 6 rad, α 2 = 5π / 11 rad, α 3 = π rad, α 4 = 2π / 3 rad), diameter excavation of rock pieces (e.g., d in = 0.1 m), the line of least resistance explosive charges (e.g., w = 1,4 m), the coefficient convergence explosive charges (e.g., m = 1,1), the planned specific consumption of explosives for secondary crushing (for example, q = 0.11 m 2 / m 3), the coefficient that takes into account characteristics of the release of rocks in the bottom block of K = 0.9 (for example, applied elliptical release funnel) coefficient reflecting s performance BB K cc = 1 (e.g., the standard applicable BB).
2. По таблице определяют параметры:2. The table defines the parameters:
коэффициент, учитывающий условия отбойки K0=0,9 (т.к. крепость горной породы 9);coefficient taking into account the conditions of breaking K 0 = 0.9 (since rock strength 9);
коэффициент, учитывающий влияние статических напряжений по глубине отработки Kn=1,1 (для глубины 1050 м),coefficient taking into account the effect of static stresses over the working depth K n = 1,1 (for a depth of 1050 m),
параметр, учитывающий расположение скважин, Kр=1,1 м (отбойка массива треугольной формы на одну свободную поверхность).a parameter taking into account the location of the wells, K p = 1.1 m (breaking off a triangular array onto one free surface).
3. Определяют КГТУ - коэффициент учета горнотехнических условий отбойки блока по формуле:3. Determine K GTU - coefficient accounting mining conditions of breaking the block according to the formula:
КГТУ=174,5·10-3.To GTU = 174.5 · 10 -3 .
4. Определяют удельный расход qв заряда ВВ для каждой взрывной воронки из соотношения:4. Determine the specific consumption q in the explosive charge for each explosive funnel from the ratio:
Для скважин 1, 5, 11, 15 qв=0,56·10-3 т/м3, For
Для скважин 3, 7, 9, 13 qв=0,89·10-3 т/м3,For
Для скважин 2, 4, 8, 12, 14 qв=0,24·10-3 т/м3,For
Для скважин 6, 10 qв=0,41·10-3 т/м3,For wells 6, 10 q in = 0.41 · 10 -3 t / m 3 ,
5. После этого осуществляют закладку в скважины 1÷15 зарядов ВВ и последующее короткозамедленное их взрывание с образованием разных по диаметру и глубине взрывных воронок. При этом заряды ВВ с меньшими углами α раскрытия взрывной воронки взрывают с опережением по отношению к зарядам ВВ с большими углами α раскрытия взрывной воронки в каждом ряду скважин.5. After that, they carry out the laying of 1–15 explosive charges into the wells and their subsequent short-blown explosions with the formation of explosive funnels different in diameter and depth. In this case, explosive charges with smaller opening angles α of the explosive funnel explode ahead of explosive charges with large opening angles α of the opening of the explosive funnel in each row of wells.
Таким образом для каждой скважины выбирается необходимое и достаточное количество ВВ. За счет опережающего взрывания зарядов ВВ в скважинах с меньшими углами α раскрытия взрывной воронки создаются незажатые поверхности и при определенном значении удельного расхода qв ВВ энергия взрыва расходуется на равномерное дробление горной породы. Такой способ взрывной отбойки горных пород обеспечивает эффективное использование энергии взрыва каждого заряда за счет опережающего взрывания зарядов с меньшими углами α раскрытия взрывных воронок по отношению к зарядам этого же ряда с максимально возможными углами α раскрытия взрывных воронок. При выбранном способе взрывной отбойки горных пород достигается снижение удельного расхода qв ВВ за счет выбора оптимального удельного расхода и объема буровых работ за счет возможности бурения скважин меньшего диаметра при обеспечении качественного дробления горных пород.Thus, for each well, the necessary and sufficient quantity of explosives is selected. Due to the advanced explosion of explosive charges in wells with smaller opening angles α of the explosive funnel, unclamped surfaces are created and, at a specific value of the specific flow rate q in explosives, the explosion energy is spent on uniform crushing of the rock. This method of explosive rock breaking ensures the efficient use of the explosion energy of each charge due to the advanced blasting of charges with smaller opening angles α of explosive funnels with respect to charges of the same series with the maximum possible opening angles α of explosive funnels. With the selected method of explosive breaking of rocks, a reduction in specific consumption q in explosives is achieved by choosing the optimal specific consumption and volume of drilling operations due to the possibility of drilling smaller diameter wells while ensuring high-quality crushing of rocks.
Claims (1)
где α - угол раскрытия взрывной воронки, град.;
γ - плотность горной породы отбиваемого участка массива в пределах взрывной воронки, т/м3;
КГТУ - коэффициент учета горнотехнических условий отбойки блока;
q2 - планируемый удельный расход ВВ на вторичное дробление, т/м3, а указанный коэффициент КГТУ определяют по формуле:
где Кр - параметр, учитывающий расположение скважин, м,
К0 - коэффициент, учитывающий условия отбойки;
Kвo - коэффициент, учитывающий особенности выпуска горных пород из днища блока;
Квв - коэффициент, учитывающий работоспособность ВВ;
Кn - коэффициент, учитывающий влияние статических напряжений по глубине отработки,
f - крепость горных пород по М.М. Протодьяконову;
υ - коэффициент, учитывающий трещиноватость горных пород;
m - коэффициент сближения зарядов ВВ;
w - линия наименьшего сопротивления зарядов ВВ, м;
dв - принимаемый диаметр выемочного куска горной породы, м,
при этом заряды ВВ с меньшими углами α раскрытия взрывной воронки взрывают с опережением по отношению к зарядам ВВ с большими углами α раскрытия взрывной воронки в каждом ряду скважин. A method of explosive blasting of rocks, including drilling wells in a block, analyzing the properties of rocks and determining on its basis the specific consumption q in the explosive charge for each explosive funnel, laying explosive charges in the wells and subsequent short-blown blasting of these charges according to the adopted scheme with the formation of explosive funnels of different diameters and depths, characterized in that the specific consumption q in the explosive charge for each explosive funnel is determined from the relation:
where α is the opening angle of the explosive funnel, deg .;
γ is the density of the rock being beaten section of the array within the explosive funnel, t / m 3 ;
To GTU - coefficient accounting mining conditions of breaking the block;
q 2 - the planned specific consumption of explosives for secondary crushing, t / m 3 , and the specified coefficient K GTU is determined by the formula:
where K p - parameter that takes into account the location of the wells, m,
To 0 - coefficient taking into account the conditions of breaking;
K in - coefficient taking into account the features of the release of rocks from the bottom of the block;
K cc - factor considering efficiency BB;
K n - coefficient taking into account the influence of static stresses in the depth of mining,
f - rock strength according to M.M. Protodyakonov;
υ - coefficient taking into account the fracturing of rocks;
m is the coefficient of convergence of explosive charges;
w is the line of least resistance to explosive charges, m;
d in - the accepted diameter of the excavation piece of rock, m,
the explosive charges with smaller opening angles α of the explosive funnel are blown ahead of the explosive charges with large opening angles α of the opening of the explosive funnel in each row of wells.
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2015106093/03A RU2584167C1 (en) | 2015-02-20 | 2015-02-20 | Method of blasting rock |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2015106093/03A RU2584167C1 (en) | 2015-02-20 | 2015-02-20 | Method of blasting rock |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2584167C1 true RU2584167C1 (en) | 2016-05-20 |
Family
ID=56011986
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2015106093/03A RU2584167C1 (en) | 2015-02-20 | 2015-02-20 | Method of blasting rock |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2584167C1 (en) |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN116007458A (en) * | 2022-12-14 | 2023-04-25 | 河北钢铁集团矿业有限公司 | Charging method for filling sector blast holes of underground mining field of metal mine at long and short intervals |
Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU1113655A1 (en) * | 1983-02-10 | 1984-09-15 | Восточный научно-исследовательский горнорудный институт | Method of blasting mineral deposits |
| SU1492206A1 (en) * | 1987-11-24 | 1989-07-07 | Московский Геологоразведочный Институт Им.Серго Орджоникидзе | Method of explosion crushing of rock |
| RU2191900C2 (en) * | 2000-11-02 | 2002-10-27 | ОАО "Восточный научно-исследовательский горнорудный институт" | Method of breaking ore blocks complicated by post-r dike magmatism |
| RU2410640C1 (en) * | 2009-12-02 | 2011-01-27 | Валерий Анатольевич Лукин | Method for rock blasting |
| UA105730U (en) * | 2015-07-15 | 2016-04-11 | Сергій Якович Духовний | Thermoelectric generator |
-
2015
- 2015-02-20 RU RU2015106093/03A patent/RU2584167C1/en not_active IP Right Cessation
Patent Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU1113655A1 (en) * | 1983-02-10 | 1984-09-15 | Восточный научно-исследовательский горнорудный институт | Method of blasting mineral deposits |
| SU1492206A1 (en) * | 1987-11-24 | 1989-07-07 | Московский Геологоразведочный Институт Им.Серго Орджоникидзе | Method of explosion crushing of rock |
| RU2191900C2 (en) * | 2000-11-02 | 2002-10-27 | ОАО "Восточный научно-исследовательский горнорудный институт" | Method of breaking ore blocks complicated by post-r dike magmatism |
| RU2410640C1 (en) * | 2009-12-02 | 2011-01-27 | Валерий Анатольевич Лукин | Method for rock blasting |
| UA105730U (en) * | 2015-07-15 | 2016-04-11 | Сергій Якович Духовний | Thermoelectric generator |
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| КУЗНЕЦОВ В.А., ОБОСНОВАНИЕ УДЕЛЬНОГО РАСХОДА ВВ В УСЛОВИЯХ УСТУПНОЙ ОТБОЙКИ, ГОРНЫЙ ИНФОРМАЦИОННО-АНАЛИТИЧЕСКИЙ БЮЛЛЕТЕНЬ (НАУЧНО-ТЕХНИЧЕСКИЙ ЖУРНАЛ), N2, том.6, 2007. * |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN116007458A (en) * | 2022-12-14 | 2023-04-25 | 河北钢铁集团矿业有限公司 | Charging method for filling sector blast holes of underground mining field of metal mine at long and short intervals |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CN103306679B (en) | " ︱ type " scope of freedom slotting simultaneous shaft sin king technique | |
| CN106679522B (en) | A kind of efficient bench blasting method of alternating layers rock mass | |
| CN110331978A (en) | A kind of environment reconstruction segmentation medium-length hole afterwards filling mining method | |
| RU2400702C1 (en) | Method for explosion of rocks with solid inclusions | |
| Eades et al. | Understanding the connection between blasting and highwall stability | |
| Choudhary et al. | Stemming plug and its effect on fragmentation and muckpile shape parameters | |
| RU2602567C1 (en) | Method of blasting ores and rocks | |
| RU2584167C1 (en) | Method of blasting rock | |
| RU2699102C1 (en) | Suspended well stem | |
| CN102778183B (en) | Blast construction method | |
| Yilmaz | Drilling and blasting designs for parallel hole cut and V-cut method in excavation of underground coal mine galleries | |
| CN113390309A (en) | Complex rock blasting method for open pit coal mine in arid region | |
| 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 | |
| RU2566354C2 (en) | Method of blasting primary chamber | |
| CN103791789B (en) | Blasting construction method based on certain angle formed between boreholes and joints | |
| KR101511223B1 (en) | Open-cut blasting using 6 freeface | |
| RU2563893C1 (en) | Method of detonation in open-cast minings of rock masses with different strength values | |
| RU2455613C1 (en) | Method for explosion of rocks with solid inclusions | |
| Brahimaj et al. | Drilling & blasting optimal parameters and the results in the dismemberment of limestone in Volljak | |
| Kabetenov et al. | Rational parameters of blasting, considering action time of explosion-generated pulse | |
| Xiang-Long et al. | EXPERIMENTAL RESEARCH ON PRESPLITTING BLASTING OF THE FINAL HIGHWALL OF AN OPENCAST COAL MINE. | |
| RU2632987C1 (en) | Method for forming charge of blasting explosive in well | |
| RU122476U1 (en) | CUTTING FOR DESTRUCTION OF STRONG BREEDS | |
| RU2659446C1 (en) | Method for forming fissure cavity of any configuration in rock mass with use of parallely converged shear and blast-hole charges | |
| RU2478912C1 (en) | Method to explode rock massifs of various strength |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20200221 |