|
|
больше ...
Термины запроса в документе
Реферат
[RU] 1. Способ дробления и растрескивания горной породы для последующего дробления и добычи минералов, отличающийся тем, что содержит бурение взрывных скважин в зоне взрыва, размещение взрывчатого вещества во взрывных скважинах и затем подрыв взрывчатого вещества во взрывных скважинах в одном цикле бурения, размещения и взрыва, при этом зона взрыва содержит зону взрыва высокой энергии, в которой взрывные скважины частично загружаются первым взрывчатым веществом для создания слоя высокой энергии зоны взрыва высокой энергии с удельным расходом взрывчатого вещества, составляющим по меньшей мере 1,75 кг взрывчатого вещества на кубический метр невзорванной породы в слое высокой энергии, и, по меньшей мере, некоторые из взрывных скважин также загружаются вторым взрывчатым веществом для создания слоя низкой энергии зоны взрыва высокой энергии, слой высокой энергии расположен ниже слоя низкой энергии, причем в слое низкой энергии удельный расход взрывчатого вещества по меньшей мере в два раза меньше удельного расхода взрывчатого вещества в слое высокой энергии, причем этап взрыва в зоне высокой энергии содержит последовательный подрыв взрывчатого вещества в слоях высокой и низкой энергии, при этом первое взрывчатое вещество в слое высокой энергии подрывают после второго взрывчатого вещества в слое низкой энергии. 2. Способ по п.1, в котором в слое низкой энергии удельный расход взрывчатого вещества составляет не более 2 кг второго взрывчатого вещества на кубический метр невзорванной породы в слое низкой энергии. 3. Способ по п.1, в котором в слое низкой энергии удельный расход взрывчатого вещества составляет не более 1,5 кг второго взрывчатого вещества на кубический метр невзорванной породы в слое низкой энергии. 4. Способ по любому из пп.1-3, в котором слой низкой энергии имеет глубину или толщину в направлении перпендикуляра от слоя высокой энергии, составляющую по меньшей мере 2 м. 5. Способ по любому из пп.1-4, в котором в слое высокой энергии удельный расход взрывчатого вещества составляет по меньшей мере 2 кг первого взрывчатого вещества на кубический метр невзорванной породы в слое высокой энергии. 6. Способ по любому из пп.1-4, в котором в слое высокой энергии удельный расход взрывчатого вещества составляет по меньшей мере 2,5 кг первого взрывчатого вещества на кубический метр невзорванной породы в слое высокой энергии. 7. Способ по любому из пп.1-6, в котором в слое высокой энергии удельный расход взрывчатого вещества составляет до 20 кг первого взрывчатого вещества на кубический метр невзорванной породы в слое высокой энергии. 8. Способ по любому из пп.1-7, в котором, по меньшей мере, взрывные скважины в зоне высокой энергии, в которых размещаются первое и второе взрывчатые вещества, имеют участок первого диаметра, в котором размещают первое взрывчатое вещество, и участок второго диаметра, в котором размещают второе взрывчатое вещество, при этом первый диаметр больше второго диаметра. 9. Способ по любому из пп.1-8, в котором первое взрывчатое вещество относительно второго взрывчатого вещества имеет по меньшей мере одно из: большую плотность, большую энергию взрыва на единицу массы и большую скорость детонации при взрыве, чем второе взрывчатое вещество. 10. Способ по любому из пп.1-8, в котором первое взрывчатое вещество является аналогичным второму взрывчатому веществу. 11. Способ по любому из пп.1-10, в котором, по меньшей мере, некоторые взрывные скважины в зоне высокой энергии, в которых размещают первое и второе взрывчатые вещества, имеют по меньшей мере один инертный ярус забойки или воздуха в слое низкой энергии. 12. Способ по любому из пп.1-11, в котором присутствуют взрывные скважины в зоне высокой энергии, в которых размещают первое взрывчатое вещество, но не второе взрывчатое вещество, и причем указанные взрывные скважины имеют по меньшей мере один инертный ярус забойки или воздуха в слое низкой энергии между слоем высокой энергии и концом указанных взрывных скважин выше слоя высокой энергии. 13. Способ по любому из пп.1-12, в котором взрыв второго взрывчатого вещества в слое низкой энергии создает оболочку из взорванного материала поверх слоя высокой энергии. 14. Способ по п.13, в результате которого в зоне взрыва высокой энергии остается горная порода, взорванная в зоне взрыва. 15. Способ по любому из пп.1-14, в котором любой заряд взрывчатого вещества, подлежащий подрыву в слое высокой энергии, подрывают по меньшей мере через приблизительно 500 мс после подрыва ближайшего заряда взрывчатого вещества в слое низкой энергии. 16. Способ по п.15, в котором первый заряд взрывчатого вещества, подлежащий подрыву в слое высокой энергии, подрывают по меньшей мере через приблизительно 500 мс после подрыва последнего заряда взрывчатого вещества в слое низкой энергии. 17. Способ по любому из пп.1-16, в котором взрыв выполняют в руднике открытой разработки, в котором взрывные скважины проходят вниз. 18. Способ по п.17, в котором первое взрывчатое вещество в слое высокой энергии смещено от дна взрывной скважины или от проектного уровня подошвы зоны взрыва в зоне взрыва высокой энергии. 19. Способ по п.18, в котором, по меньшей мере, некоторые взрывные скважины в зоне взрыва высокой энергии, загруженные первым взрывчатым веществом, также загружаются дополнительным взрывчатым веществом для создания второго слоя низкой энергии между слоем высокой энергии и дном взрывных скважин в зоне взрыва высокой энергии, причем второй слой низкой энергии имеет удельный расход взрывчатого вещества по меньшей мере в два раза меньше удельного расхода взрывчатого вещества в слое высокой энергии. 20. Способ по п.19, в котором во втором слое низкой энергии удельный расход взрывчатого вещества составляет не более 1,5 кг взрывчатого вещества на кубический метр невзорванной породы во втором слое низкой энергии. 21. Способ по любому из пп.1-13, 15-20, в котором взрыв выполняют в подземном руднике и первое и второе взрывчатые вещества размещают соответственно ближе к устью взрывных скважин и ко дну взрывных скважин. 22. Способ по п.21, в котором первое взрывчатое вещество в слое высокой энергии смещено от устья взрывных скважин в зоне взрыва высокой энергии. 23. Способ по п.22, в котором, по меньшей мере, некоторые взрывные скважины в зоне взрыва высокой энергии, загруженные первым взрывчатым веществом, также загружаются дополнительным взрывчатым веществом для создания второго слоя низкой энергии между слоем высокой энергии и устьем взрывных скважин в зоне взрыва высокой энергии, причем второй слой низкой энергии имеет удельный расход взрывчатого вещества по меньшей мере в два раза меньше удельного расхода взрывчатого вещества в слое высокой энергии. 24. Способ по п.23, в котором во втором слое низкой энергии удельный расход взрывчатого вещества составляет не более 1,5 кг взрывчатого вещества на кубический метр невзорванной породы во втором слое низкой энергии. 25. Способ по любому из пп.1-24, в котором зона взрыва имеет периметр и зона взрыва высокой энергии изолирована от указанного периметра зоной взрыва низкой энергии, содержащей взрывные скважины, которые бурят, загружают и взрывают в одном цикле, причем взрывные скважины в зоне взрыва низкой энергии загружаются взрывным веществом для обеспечения удельного расхода взрывчатого вещества, который по меньшей мере в два раза меньше удельного расхода взрывчатого вещества зоны взрыва высокой энергии. 26. Способ по п.25, в котором в зоне взрыва низкой энергии удельный расход взрывчатого вещества составляет не более 1,5 кг взрывчатого вещества на кубический метр невзорванной породы в зоне взрыва низкой энергии. 27. Способ по п.25 или 26, в котором зона взрыва низкой энергии обеспечивает буферную зону между зоной взрыва высокой энергии и задним периметром взрывной скважины. 28. Способ по любому из пп.25-27, в котором зона взрыва имеет свободную поверхность и зона взрыва низкой энергии обеспечивает буферную зону между зоной взрыва высокой энергии и свободной поверхностью. 29. Способ по любому из пп.25-28, в котором зона взрыва низкой энергии проходит полностью вокруг зоны взрыва высокой энергии. 30. Способ по любому из пп.25-29, в котором взрывчатое вещество в зоне взрыва высокой энергии подрывают в соответствии по меньшей мере с одним из следующего: после подрыва, по меньшей мере, ближайшего взрывчатого вещества в зоне взрыва низкой энергии, по меньшей мере через приблизительно 500 мс после подрыва, по меньшей мере, ближайшего взрывчатого вещества в зоне взрыва низкой энергии, после подрыва всего взрывчатого вещества в зоне взрыва низкой энергии и по меньшей мере через приблизительно 500 мс после подрыва всего взрывчатого вещества в зоне взрыва низкой энергии. 31. Способ по любому из пп.25-30, дополнительно включающий формирование уступа для образования заднего периметра зоны взрыва. 32. Способ по п.31, в котором уступ формируют посредством взрыва, инициированного в одном цикле бурения, загрузки и взрыва.
Полный текст патента
(57) Реферат / Формула:
1. Способ дробления и растрескивания горной породы для последующего дробления и добычи минералов, отличающийся тем, что содержит бурение взрывных скважин в зоне взрыва, размещение взрывчатого вещества во взрывных скважинах и затем подрыв взрывчатого вещества во взрывных скважинах в одном цикле бурения, размещения и взрыва, при этом зона взрыва содержит зону взрыва высокой энергии, в которой взрывные скважины частично загружаются первым взрывчатым веществом для создания слоя высокой энергии зоны взрыва высокой энергии с удельным расходом взрывчатого вещества, составляющим по меньшей мере 1,75 кг взрывчатого вещества на кубический метр невзорванной породы в слое высокой энергии, и, по меньшей мере, некоторые из взрывных скважин также загружаются вторым взрывчатым веществом для создания слоя низкой энергии зоны взрыва высокой энергии, слой высокой энергии расположен ниже слоя низкой энергии, причем в слое низкой энергии удельный расход взрывчатого вещества по меньшей мере в два раза меньше удельного расхода взрывчатого вещества в слое высокой энергии, причем этап взрыва в зоне высокой энергии содержит последовательный подрыв взрывчатого вещества в слоях высокой и низкой энергии, при этом первое взрывчатое вещество в слое высокой энергии подрывают после второго взрывчатого вещества в слое низкой энергии. 2. Способ по п.1, в котором в слое низкой энергии удельный расход взрывчатого вещества составляет не более 2 кг второго взрывчатого вещества на кубический метр невзорванной породы в слое низкой энергии. 3. Способ по п.1, в котором в слое низкой энергии удельный расход взрывчатого вещества составляет не более 1,5 кг второго взрывчатого вещества на кубический метр невзорванной породы в слое низкой энергии. 4. Способ по любому из пп.1-3, в котором слой низкой энергии имеет глубину или толщину в направлении перпендикуляра от слоя высокой энергии, составляющую по меньшей мере 2 м. 5. Способ по любому из пп.1-4, в котором в слое высокой энергии удельный расход взрывчатого вещества составляет по меньшей мере 2 кг первого взрывчатого вещества на кубический метр невзорванной породы в слое высокой энергии. 6. Способ по любому из пп.1-4, в котором в слое высокой энергии удельный расход взрывчатого вещества составляет по меньшей мере 2,5 кг первого взрывчатого вещества на кубический метр невзорванной породы в слое высокой энергии. 7. Способ по любому из пп.1-6, в котором в слое высокой энергии удельный расход взрывчатого вещества составляет до 20 кг первого взрывчатого вещества на кубический метр невзорванной породы в слое высокой энергии. 8. Способ по любому из пп.1-7, в котором, по меньшей мере, взрывные скважины в зоне высокой энергии, в которых размещаются первое и второе взрывчатые вещества, имеют участок первого диаметра, в котором размещают первое взрывчатое вещество, и участок второго диаметра, в котором размещают второе взрывчатое вещество, при этом первый диаметр больше второго диаметра. 9. Способ по любому из пп.1-8, в котором первое взрывчатое вещество относительно второго взрывчатого вещества имеет по меньшей мере одно из: большую плотность, большую энергию взрыва на единицу массы и большую скорость детонации при взрыве, чем второе взрывчатое вещество. 10. Способ по любому из пп.1-8, в котором первое взрывчатое вещество является аналогичным второму взрывчатому веществу. 11. Способ по любому из пп.1-10, в котором, по меньшей мере, некоторые взрывные скважины в зоне высокой энергии, в которых размещают первое и второе взрывчатые вещества, имеют по меньшей мере один инертный ярус забойки или воздуха в слое низкой энергии. 12. Способ по любому из пп.1-11, в котором присутствуют взрывные скважины в зоне высокой энергии, в которых размещают первое взрывчатое вещество, но не второе взрывчатое вещество, и причем указанные взрывные скважины имеют по меньшей мере один инертный ярус забойки или воздуха в слое низкой энергии между слоем высокой энергии и концом указанных взрывных скважин выше слоя высокой энергии. 13. Способ по любому из пп.1-12, в котором взрыв второго взрывчатого вещества в слое низкой энергии создает оболочку из взорванного материала поверх слоя высокой энергии. 14. Способ по п.13, в результате которого в зоне взрыва высокой энергии остается горная порода, взорванная в зоне взрыва. 15. Способ по любому из пп.1-14, в котором любой заряд взрывчатого вещества, подлежащий подрыву в слое высокой энергии, подрывают по меньшей мере через приблизительно 500 мс после подрыва ближайшего заряда взрывчатого вещества в слое низкой энергии. 16. Способ по п.15, в котором первый заряд взрывчатого вещества, подлежащий подрыву в слое высокой энергии, подрывают по меньшей мере через приблизительно 500 мс после подрыва последнего заряда взрывчатого вещества в слое низкой энергии. 17. Способ по любому из пп.1-16, в котором взрыв выполняют в руднике открытой разработки, в котором взрывные скважины проходят вниз. 18. Способ по п.17, в котором первое взрывчатое вещество в слое высокой энергии смещено от дна взрывной скважины или от проектного уровня подошвы зоны взрыва в зоне взрыва высокой энергии. 19. Способ по п.18, в котором, по меньшей мере, некоторые взрывные скважины в зоне взрыва высокой энергии, загруженные первым взрывчатым веществом, также загружаются дополнительным взрывчатым веществом для создания второго слоя низкой энергии между слоем высокой энергии и дном взрывных скважин в зоне взрыва высокой энергии, причем второй слой низкой энергии имеет удельный расход взрывчатого вещества по меньшей мере в два раза меньше удельного расхода взрывчатого вещества в слое высокой энергии. 20. Способ по п.19, в котором во втором слое низкой энергии удельный расход взрывчатого вещества составляет не более 1,5 кг взрывчатого вещества на кубический метр невзорванной породы во втором слое низкой энергии. 21. Способ по любому из пп.1-13, 15-20, в котором взрыв выполняют в подземном руднике и первое и второе взрывчатые вещества размещают соответственно ближе к устью взрывных скважин и ко дну взрывных скважин. 22. Способ по п.21, в котором первое взрывчатое вещество в слое высокой энергии смещено от устья взрывных скважин в зоне взрыва высокой энергии. 23. Способ по п.22, в котором, по меньшей мере, некоторые взрывные скважины в зоне взрыва высокой энергии, загруженные первым взрывчатым веществом, также загружаются дополнительным взрывчатым веществом для создания второго слоя низкой энергии между слоем высокой энергии и устьем взрывных скважин в зоне взрыва высокой энергии, причем второй слой низкой энергии имеет удельный расход взрывчатого вещества по меньшей мере в два раза меньше удельного расхода взрывчатого вещества в слое высокой энергии. 24. Способ по п.23, в котором во втором слое низкой энергии удельный расход взрывчатого вещества составляет не более 1,5 кг взрывчатого вещества на кубический метр невзорванной породы во втором слое низкой энергии. 25. Способ по любому из пп.1-24, в котором зона взрыва имеет периметр и зона взрыва высокой энергии изолирована от указанного периметра зоной взрыва низкой энергии, содержащей взрывные скважины, которые бурят, загружают и взрывают в одном цикле, причем взрывные скважины в зоне взрыва низкой энергии загружаются взрывным веществом для обеспечения удельного расхода взрывчатого вещества, который по меньшей мере в два раза меньше удельного расхода взрывчатого вещества зоны взрыва высокой энергии. 26. Способ по п.25, в котором в зоне взрыва низкой энергии удельный расход взрывчатого вещества составляет не более 1,5 кг взрывчатого вещества на кубический метр невзорванной породы в зоне взрыва низкой энергии. 27. Способ по п.25 или 26, в котором зона взрыва низкой энергии обеспечивает буферную зону между зоной взрыва высокой энергии и задним периметром взрывной скважины. 28. Способ по любому из пп.25-27, в котором зона взрыва имеет свободную поверхность и зона взрыва низкой энергии обеспечивает буферную зону между зоной взрыва высокой энергии и свободной поверхностью. 29. Способ по любому из пп.25-28, в котором зона взрыва низкой энергии проходит полностью вокруг зоны взрыва высокой энергии. 30. Способ по любому из пп.25-29, в котором взрывчатое вещество в зоне взрыва высокой энергии подрывают в соответствии по меньшей мере с одним из следующего: после подрыва, по меньшей мере, ближайшего взрывчатого вещества в зоне взрыва низкой энергии, по меньшей мере через приблизительно 500 мс после подрыва, по меньшей мере, ближайшего взрывчатого вещества в зоне взрыва низкой энергии, после подрыва всего взрывчатого вещества в зоне взрыва низкой энергии и по меньшей мере через приблизительно 500 мс после подрыва всего взрывчатого вещества в зоне взрыва низкой энергии. 31. Способ по любому из пп.25-30, дополнительно включающий формирование уступа для образования заднего периметра зоны взрыва. 32. Способ по п.31, в котором уступ формируют посредством взрыва, инициированного в одном цикле бурения, загрузки и взрыва.
Евразийское 025642 (13) B1
патентное
ведомство
(12) ОПИСАНИЕ ИЗОБРЕТЕНИЯ К ЕВРАЗИЙСКОМУ ПАТЕНТУ
(45) Дата публикации и выдачи патента 2017.01.30
(21) Номер заявки 201291048
(22) Дата подачи заявки 2011.04.15
(51) Int. Cl. F42D 1/08 (2006.01) E21C 41/22 (2006.01) E21C 41/30 (2006.01) F42D 3/04 (2006.01)
(54) СПОСОБ ВЗРЫВА ГОРНОЙ ПОРОДЫ ВЫСОКОЙ ЭНЕРГИИ
(31) 2010901602;2010904553
(32) 2010.04.15; 2010.10.12
(33) AU
(43) 2013.04.30
(86) PCT/AU2011/000438
(87) WO 2011/127540 2011.10.20
(71) (73) Заявитель и патентовладелец:
ОРИКА ИНТЕРНЭШНЛ ПТЕ ЛТД.
(SG)
(72) Изобретатель:
Брент Джеффри Фредерик, Госвами Тапан, Ной Майкл Джон, Дэа-Брайан
Питер (AU)
(74) Представитель:
Медведев В.Н. (RU)
(56) US-A1-20050066836 US-A-4444433 US-A-4440447 US-A-4366987 US-A-4359246
(57) Способ взрыва горной породы при горной разработке извлекаемого материала, содержащий бурение взрывных скважин в зоне (1) взрыва, размещение взрывчатых веществ во взрывных скважинах и затем подрыв взрывчатого вещества во взрывных скважинах в одном цикле бурения, размещения и взрыва. Зона взрыва содержит зону взрыва высокой энергии, в которой взрывные скважины (2) частично загружаются первым взрывчатым веществом (5) для создания слоя высокой энергии зоны взрыва высокой энергии с удельным расходом взрывчатого вещества, составляющим по меньшей мере 1,75 кг взрывчатого вещества на кубический метр невзорванной породы в слое высокой энергии, и, по меньшей мере, некоторые из данных взрывных скважин также загружаются вторым взрывчатым веществом (6) для создания слоя низкой энергии зоны взрыва высокой энергии между слоем высокой энергии и смежными концами данных взрывных скважин, причем слой низкой энергии имеет удельный расход взрывчатого вещества по меньшей мере в два раза меньше удельного расхода взрывчатого вещества в слое высокой энергии. Способ взрыва высокой энергии создает улучшенное дробление горной породы благодаря увеличенной концентрации энергии взрывчатого вещества, при этом одновременно устраняется вредное воздействие взрыва на окружающую среду.
Область техники
Изобретение относится к способу взрыва горной породы и, в частности, взрыву высокой энергии для добываемого минерала.
Предпосылки создания изобретения
В разработке для добываемых минералов взрыв создает первый этап в разрушении и отделении основной горной породы из ее начального состояния в геологической среде. Вариант разработки отличается в основном способом ведения работ на поверхности при открытой разработке или в основном под землей при подземной разработке. Взрыв для добываемых минералов могут проводить либо в горной породе, в основном содержащей пустую породу или материал вскрыши или в горной породе, содержащей руду или другие извлекаемые минералы, представленные в концентрациях, подходящих для извлечения ценного минерала или минералов, подлежащих разработке. В некоторых вариантах взрыв можно проводить как в пустой породе, так и в извлекаемом минерале.
Продуктивность рудника можно улучшить с помощью взрыва, дающей более эффективное разрушение и/или перемещение горной породы. При этом можно улучшить производительность работы горнодобывающего оборудования, такого как экскаваторы и оборудование доставки или транспортировки. Кроме того, в варианте горной добычи содержащих металл минералов улучшение разрушения горной породы может приводить к улучшению показателей работы и производительности находящегося ниже по потоку технологического оборудования обогащения и извлечения руды. В частности, более мелкая дробления может улучшать показатели работы и производительность в технологических цепочках дробления и помола, которые, в общем, являются наиболее дорогостоящими и энергозатратными в переработке горной породы при извлечении руды. Кроме физического размера фрагментов горной породы считается, что ослабление природной структурной прочности горной породы может дополнительно улучшать показатели работы разрушения и дробления. Создание макро- и микротрещин в процессе взрыва считается вносящим вклад в такое улучшение показателей работы дробления.
Исследования работы комплекса рудника и обогатительной фабрики показывают, что скромное увеличение, порядка 10-20%, удельного расхода взрывчатого вещества (далее по тексту - ВВ) может давать увеличенную производительность измельчения. Предложено более серьезное увеличение, порядка 2-10-кратного, которое может фактически давать в результате выполнение с помощью энергии ВВ большой части процесса дробления и приводит к гораздо большему увеличению производительности обогатительной фабрики. Экономический эффект даже при 10% увеличении производительности обогатительной фабрики является огромным для многих рудников добычи металлов или драгоценных металлов. Дополнительную выгоду должны получать благодаря уменьшению потребления электроэнергии и связанной с этим эмиссии газов, дающих парниковый эффект, что может давать сопутствующую экономию.
До настоящего времени главные ограничения на получение очень высоких концентраций взрывной энергии при взрыве, которые обычно выражают в виде удельного расхода ВВ, в основном обуславливались необходимостью контроля увеличенной энергии. Проектирование взрыва должно предусматривать безопасность использования энергии ВВ для предотвращения разлета породы, чрезмерной вибрации и шума и повреждения окружающей инфраструктуры рудника, включающей в себя уступы или оставляемую нетронутой горную породу. В подземной горной разработке разрушение горной породы должно быть в некоторых случаях ограничено зонами залегания руды, например в очистных выработках, без ненужного разрушения пустой горной породы вокруг зоны рудной залежи. Если пустая горная порода разрушается в очистных выработках, то уменьшается удельный объем руда-порода, идет вредный процесс, известный как разубоживание. Также чрезмерное повреждение окружающей горной породы может приводить к неустойчивости горной выработки. Транспортные туннели или штреки также требуют защиты от чрезмерного повреждения.
Увеличение энергии ВВ или удельного расхода ВВ, таким образом, в общем ограничивается данными факторами. В случае, если разработчики взрывных работ стараются максимизировать энергию ВВ во взрыве для улучшения дробления, проекты взрывных работ, в общем, ограничиваются самым высокими удельными расходами ВВ, исключающими разлет осколков породы и другие случаи повреждения среды.
Таким образом, главным преимуществом в горной разработке является действие взрыва, которое может улучшить дробление и растрескивание горной породы, требующей дробления. Настоящее изобретение создает такое улучшение, одновременно обеспечивая безопасное ограничение вредного воздействия взрыва на окружающую среду.
Как указано выше, разработчики взрывных работ обычно описывают концентрацию энергии ВВ во взрывах с помощью удельного расхода ВВ. Удельные расходы ВВ, в общем, выражаются величинами массы ВВ на единицу объема или массы невзорванной породы. Таким образом, удельные расходы ВВ можно выражать в килограммах ВВ на кубический метр пластовой или твердой невзорванной породы (кг/млрд-м3 или кг/м3). Удельные расходы ВВ можно также выражать в килограммах на тонну невзо-рванной породы (кг/т). Достаточно редко удельные расходы ВВ могут выражать в единицах объема ВВ на единицу объема или массы или горной породы. Другие единицы, такие как британские единицы в фунтах ВВ на кубический фут невзорванной породы (фунт/фут3) или даже смешанные единицы, такие как фунты ВВ на тонну горной породы, также используют. В некоторых случаях, где энергия ВВ, прихо
дящаяся на единицу массы известна, разработчик взрывных работ может выражать удельные расходы ВВ в единицах энергии ВВ на единицу объема или массы горной породы, таких, например, как МДж энергии ВВ на тонну невзорванной породы (МДж/т породы). Следует понимать, что здесь использованы метрические единицы массы ВВ на единицу объема невзорванной породы, все такие системы единиц можно использовать, просто применяя соответствующие переводные коэффициенты для плотности или энергии ВВ, приходящейся на единицу массы.
Обычно общие удельные расходы ВВ описывают общую массу ВВ на поле взрыва, разделенную на общий объем или массу горной породы на месторождении со взрывом. Вместе с тем локализованные удельные расходы ВВ можно также использовать для описания удельных расходов ВВ в областях или зонах взрывов. В таких случаях зону может задавать разработчик взрывных работ, как область в некоторых геометрических точках, линиях, плоскостях или поверхностях в поле взрыва. Пределы или периметры взрыва обычно определяются самыми удаленными от центра взрывными скважинами или свободными поверхностями или краями. В некоторых случаях дополнительное количество горной породы может быть добавлено к самым удаленным от центра взрывным скважинами образования поля взрыва или его зон. Такое дополнительное количество может составлять долю линии наименьшего сопротивления или интервала самых удаленных от центра взрывных скважин. Такие пределы могут также задавать периметры областей или зон взрыва. Концы колонок ВВ или стыки с инертным забоечным материалом также удобно использовать как точки, задающие зоны или слои взрыва. На уровне индивидуальных скважин удельные расходы ВВ можно выразить, как содержание ВВ (по массе или энергии) на единицу объема породы, окружающей скважину, то есть объема горной породы, в котором конкретная скважина должна образовать трещины в поле взрыва. Обычно, таким образом, удельный расход ВВ можно также выразить, как заряд ВВ в скважине (по массе или энергии), отнесенный к произведению линии наименьшего сопротивления, интервала и глубины скважины (или общей высоты зоны взрыва). Объемы горной породы, вычисленные таким образом, можно также преобразовать в массу горной породы умножением на плотность горной породы, в случае, если необходимо выразить удельный расход ВВ в единицах массы ВВ на единицу массы горной породы. В случае если схемы расположения взрывных скважин и заряды ВВ во взрывных скважинах являются стандартными по полю взрыва, общий удельный расход ВВ должен быть равен локализованным или даже индивидуальным удельным расходам ВВ взрывных скважин.
Удельные расходы ВВ, используемые в общепринятых методиках взрыва, как при открытой разработке и так и при подземной разработке для извлекаемого минерала, в общем, составляют порядка 1 кг/м3 или меньше для взрывов при добыче. Примеры определения и расчеты удельных расходов ВВ и обычных способов взрыва можно найти в следующих материалах: ICI Handbook of Blasting Tables, July 1990; Orica Explosives Blasting Guide, August 1999, ISBN 0646240013; ICI Explosives Safe and Efficient Blasting in Open Cut Mines, 1997; и Tamrock Handbook of Surface Drilling and Blasting.
Примеры удельных расходов ВВ в методике взрыва StrataBlast(r) компании Orica Mining Services, Australia приведены в WO 2005/052499.
Иногда удельные расходы ВВ можно увеличивать до около 1,5 кг/м3, и также имеются отчеты об использовании удельных расходов ВВ до 2,2 кг/м3 в некоторых рудниках открытой разработки. Такие высокие удельные расходы ВВ редко используют в эксплуатационной взрыве для весьма твердых горных пород, при этом твердость горной породы и регулировку забойки используют для контроля разлета осколков породы.
В особых условиях взрыва при подземной разработке удельные расходы ВВ могут превышать приведенные значения. Вместе с тем данные условия возникают при строительстве шахт, туннелей доступа или штреков или так называемых восходящих выработок, слепых стволов, врубов или рудоспусков для создания путей транспортировки обрушенной руды. Данные ситуации содержат взрывы в сильно ограниченных пространствах, где разубоживание руды не является проблемой. По контрасту взрыв руды для извлекаемого минерала в очистных выработках обычно выполняют при удельных расходах ВВ ниже 1,5 кг/м3 для исключения чрезмерного повреждения окружающей ненарушенной горной породы или структуры рудника или создания чрезмерного разубоживания обрушением окружающей пустой породы в руду.
Сущность изобретения
Обнаружено, что возможно достижение гораздо более высокого удельного расхода ВВ, при этом увеличения концентрации энергии ВВ обычно используют с безопасным сдерживанием энергии ВВ. Хотя главным преимуществом является получение улучшенного дробления горной породы, увеличение может также являться предпочтительным для удаления пустой или вскрышной горной породы, где увеличенная производительность выемки или разработки может достигаться благодаря влиянию на смещение или конечное местоположение горной породы.
Согласно первому аспекту настоящего изобретения создан используемый в горной разработке для добычи минералов способ взрыва горной породы, содержащий бурение взрывных скважин в зоне взрыва, размещение ВВ во взрывные скважины и затем подрыв ВВ во взрывных скважинах в одном цикле бурения, размещения и взрывания, при этом зона взрыва содержит зону взрыва высокой энергии, в которой взрывную скважину частично загружают первым ВВ для создания слоя высокой энергии зоны взрыва высокой энергии с удельным расходом ВВ, составляющим по меньшей мере 1,75 кг ВВ на кубический
метр невзорванной породы в слое высокой энергии и, в котором, по меньшей мере, некоторые из данных взрывных скважин также загружают вторым ВВ для создания слоя низкой энергии зоны взрыва высокой энергии между слоем высокой энергии и смежными концами данных взрывных скважин, причем, в слое низкой энергии удельный расход ВВ по меньшей мере вдвое меньше удельного расхода ВВ в слое высокой энергии.
С помощью изобретения часть массы горной породы слоя пониженной энергии может быть использована для сдерживания энергии ВВ слоя высокой энергии, обеспечивающего использование высокого удельного расхода ВВ. Таким образом, как в открытой, так и в подземной горной разработке слой низкой энергии может создавать защитный слой или оболочку из горной породы, которая может быть невзо-рванной во время инициирования слоя высокой энергии. В одном варианте осуществления изобретение можно даже использовать во взрыве выброса породы или во взрыве по типу Stratablast(r), в котором некоторый материал взрыва подвергается выбросу взрывом.
Для данного изобретения зона взрыва высокой энергии задается как участок зоны взрыва, ограниченный самыми дальними от центра взрывными скважинами, загруженными первым ВВ. Слой высокой энергии ограничен концами или оконечностями колонок первого ВВ и плоскостями, соединяющими общие концы (т.е. верхние или нижние относительно отрезков длины колонок) колонок первого ВВ во взрывных скважинах зоны взрыва высокой энергии. Соответственно, слой низкой энергии зоны взрыва высокой энергии ограничивается слоем высокой энергии и плоскостями, соединяющими смежные концы данных взрывных скважин зоны взрыва высокой энергии, загруженные вторым ВВ, и самые дальние от центра взрывных скважин. В открытой горной разработке смежные концы взрывных скважин являются концами устья. В подземной горной разработке смежные концы взрывных скважин могут являться концами дна.
В одном варианте осуществления в слое низкой энергии в зоне взрыва высокой энергии удельный расход ВВ составляет не более 2,9 кг или 1,5 кг ВВ на кубический метр невзорванной породы в слое низкой энергии. В некоторых вариантах осуществления он составляет не более 1 кг/м3, например не более 0,5 кг/м3 или даже не более 0,25 кг/м3.
Предпочтительно, слой низкой энергии имеет глубину или толщину, перпендикулярно от слоя высокой энергии по меньшей мере 2 м.
Слой высокой энергии зоны взрыва высокой энергии может иметь удельный расход ВВ до 20 кг или больше ВВ на кубический метр невзорванной породы в слое высокой энергии. В одном варианте осуществления он составляет по меньшей мере 2 кг/м3 или даже по меньшей мере 2,5 кг/м3. В другом варианте осуществления он составляет по меньшей мере 4 кг/м3, например по меньшей мере 6 кг/м3 или даже по меньшей мере 10 кг/м3.
Различные способы получения слоев высокой и низкой энергии зоны взрыва высокой энергии являются возможными с первым и вторым ВВ как одинаковыми, так и или различными. В общем, в слой низкой энергии можно закладывать уменьшенные или меньшего объема заряды, чем в слой высокой энергии. Способ может включать в себя использование большего числа взрывных скважин в слое высокой энергии. Можно также не загружать некоторые взрывные скважины в слое низкой энергии или использовать инертные ярусы забойки или воздуха в слое низкой энергии.
Можно использовать ВВ различной плотности, с использованием более высокой плотности в слое высокой энергии. Кроме того, ВВ различной мощности можно использовать с первым ВВ, имеющим энергию взрыва на единицу массы больше, чем у второго ВВ. В частности, ВВ с более высокой ударной волной или выходом энергии дробления на единицу массы можно использовать в слое высокой энергии. Первый ВВ может также или альтернативно иметь скорость детонации при взрыве больше второго ВВ. Например, ВВ, такие как тяжелые игданиты, можно использовать в слое высокой энергии и игданит пониженной плотности (взрывчатая смесь нитрата аммония и дизельного топлива) можно использовать в слое низкой энергии.
Другим средством получения слоев высокой и низкой энергии является использование взрывных скважин разного диаметра с увеличенными диаметрами в слое высокой энергии. Таким образом, в одном варианте осуществления, по меньшей мере, данные взрывные скважины в зоне высокой энергии, загруженные первым ВВ и вторым ВВ, имеют участок первого диаметра, загруженный первым ВВ, и участок второго диаметра, загруженный вторым ВВ, при этом первый диаметр больше второго диаметра. С использованием надлежащей технологии бурения с изменением диаметра, должно быть возможным бурение взрывных скважин с уменьшенным диаметром в слое низкой энергии и увеличенным диаметром в слое высокой энергии.
Первое и второе ВВ можно подрывать одновременно. Таким образом, например, первое и второе ВВ в любой одной взрывной скважине можно подрывать одновременно. Вместе с тем, считается предпочтительным инициирование слоев высокой и низкой энергии в зоне взрыва высокой энергии последовательно. Последовательную взрыв можно выполнять в любом порядке, но предпочтительно первое ВВ в слое высокой энергии подрывают после второго ВВ в слое низкой энергии.
Как общее правило в последовательной взрыве слоев, предпочтительно любой заряд ВВ, подлежащий подрыву в одном из слоев высокой и низкой энергии, подрывают по меньшей мере через приблизи
тельно 500 мс после подрыва ближайшего заряда ВВ в другом из слоев высокой и низкой энергии. Ближайший заряд ВВ может находиться в той же взрывной скважине или смежной скважине. В частности, в большом взрыве, но также в случае, если взрывная вибрация не вызывает проблем, может являться необходимым согласно методике последовательной взрыва инициировать взрыв в одном из слоев высокой и низкой энергии зоны высокой энергии, а взрыв в другом из слоев высокой энергии инициировать в другом месте в зоне взрыва высокой энергии.
В конкретном варианте осуществления первый заряд ВВ, подлежащий подрыву в одном из слоев высокой и низкой энергии, подрывают по меньшей мере через приблизительно 500 мс после подрыва последнего заряда ВВ в другом из слоев высокой и низкой энергии.
Таким образом, в одном варианте осуществления слой высокой энергии инициируют по меньшей мере через приблизительно 500 мс после инициирования ближайшего заряда ВВ для подрыва в слое низкой энергии зоны взрыва высокой энергии. Может даже являться более предпочтительным инициирование первого заряда в слое высокой энергии по меньшей мере через приблизительно 500 мс после инициирования последнего заряда ВВ для подрыва в слое низкой энергии.
В последовательном взрыве слоев предпочтительная задержка, составляющая по меньшей мере 500 мс между взрывом первого слоя и взрывом второго слоя, либо относительно ближайшего заряда ВВ в первом слое или последнего инициирования в первом слое, может составлять по меньшей мере около 2000 мс. В некоторых случаях данная задержка может быть больше, например больше 5000 мс. По существу, такие большие задержки обеспечивают завершенное дробление и прекращение перемещения, по меньшей мере, большей части горной породы из первого слоя, в общем, слоя низкой энергии, либо локального, или по всей зоне взрыва высокой энергии, перед инициированием второго слоя. Данная задержка может быть даже больше при условии, что взрыв является, по существу, частью одного цикла бурения и взрыва в руднике.
Электронные детонаторы замедленного действия являются наиболее эффективным средством инициирования для данного изобретения. Вместе с тем возможно использование не электрического средства инициирования.
В WO 2005/052499 раскрыт взрыв двух или более слоев горной породы без использования слоя высокой энергии, как описано здесь, и с учетом данного различия многие признаки взрыва, описанные в нем, можно применить в настоящем изобретении. WO 2005/052499 включен в данный документ в виде ссылки.
В одном варианте осуществления взрыв согласно изобретению выполняют в руднике открытой разработки, в котором взрывные скважины проходят вниз и слой высокой энергии находится под слоем низкой энергии. Взрыв второго ВВ в слое низкой энергии или невзорванный материал в слое низкой энергии может образовать оболочку из материала поверх слоя высокой энергии.
В данном одном варианте осуществления первое ВВ в слое высокой энергии может смещаться, например, на расстояние до 2 м или больше, от дна взрывных скважин в зоне взрыва высокой энергии. Участок данных взрывных скважин между слоями высокой энергии и дном может содержать инертный ярус забойки и/или воздуха. Альтернативно, взрывные скважины могут быть пробурены до глубины меньше, например, на 2 м или еще меньше, проектной глубины зоны разрушения горной породы, в общем, именуемой проектной подошвой уступа или нулевой отметкой поля взрыва.
Альтернативно, при изменениях, по меньшей мере, в некоторые взрывные скважины в зоне взрыва высокой энергии, загруженные первым ВВ, также закладывают дополнительное ВВ для создания второго слоя низкой энергии между слоем высокой энергии и дном взрывных скважин в зоне взрыва высокой энергии, причем второй в слое низкой энергии удельный расход ВВ по меньшей мере вдвое ниже удельного расхода ВВ в слое высокой энергии. Предпочтительно, в данном втором слое низкой энергии удельный расход ВВ больше или равен 1,5 кг ВВ на кубический метр невзорванной породы во втором слое низкой энергии.
В альтернативном варианте осуществления взрыв согласно изобретению выполняют в подземном руднике, и первое ВВ и второе ВВ закладывают, соответственно, ближе к устью взрывных скважин и ближе к дну взрывных скважин. Взрыв второго ВВ в слое низкой энергии или невзорванный материал в слое низкой энергии, могут в результате создавать оболочку из материала между слоем высокой энергии и окружающей горной породой.
В данном альтернативном варианте осуществления первое ВВ в слое высокой энергии может смещаться, например, на расстояние до 2 м или более от устья взрывных скважин в зоне взрыва высокой энергии. Участки данных взрывных скважин между слоем высокой энергии и устьем могут содержать инертный ярус забойки и/или воздуха. Альтернативно, с изменениями, по меньшей мере, в некоторые взрывные скважины в зоне взрыва высокой энергии, загруженные первым ВВ, также закладывают дополнительное ВВ для создания второго слоя низкой энергии между слоем высокой энергии и устьем взрывных скважин в зоне взрыва высокой энергии, причем, во втором слое низкой энергии удельный расход ВВ по меньшей мере вдвое ниже удельного расхода ВВ в слое высокой энергии. Предпочтительно, в данном втором слое низкой энергии удельный расход ВВ составляет не более 1,5 кг ВВ на кубический метр невзорванной породы во втором слое низкой энергии.
Второй слой низкой энергии описан выше и может быть получен способами, выбранными из описанных в данном документе, для получения слоя низкой энергии, содержащего второе ВВ.
Буферные зоны с пониженным или обычным удельным расходом ВВ могут также быть созданы на краях и в задней части взрывов для ограничения сопутствующего повреждения уступов, остальной структуры горной породы или смежных блоков. Данное устройство может также обеспечивать уменьшение взрывных вибраций, распространяющихся от зоны взрыва, и/или уменьшение выпадения горной породы из свободных поверхностей. Взрывы могут также выполняться для выемки "со сбросом под откос" или демпфирования материалом предыдущих взрывов, таким образом, без полного открывания свободных поверхностей вблизи зон высокой энергии.
Таким образом, в варианте осуществления зона взрыва имеет периметр, и зона взрыва высокой энергии изолирована по периметру зоной низкой энергии взрыва, содержащей взрывные скважины, которые бурят, загружают и взрывают в одном цикле, причем, во взрывные скважины в зоне взрыва низкой энергии закладывают ВВ для создания удельного расхода ВВ который по меньшей мере вдвое ниже удельного расхода ВВ зоны взрыва высокой энергии. Зона взрыва низкой энергии может проходить по существу или полностью вокруг зоны взрыва высокой энергии.
Предпочтительно, в зоне взрыва низкой энергии удельный расход ВВ составляет не более 1,5 кг ВВ на кубический метр невзорванной породы в зоне взрыва низкой энергии.
Предпочтительно, ВВ в зоне взрыва высокой энергии подрывают после подрыва ВВ в зоне взрыва низкой энергии. Задержки между подрывом в зонах взрыва низкой и высокой энергии могут, например, являться такими, как описанные выше для задержки между слоями низкой и высокой энергии в зоне взрыва высокой энергии.
Зона взрыва низкой энергии может быть получена с использование любого из способов, описанных выше для получения слоя низкой энергии зоны взрыва высокой энергии. Конкретный вариант осуществления изобретения должен создавать зону взрыва высокой энергии в области руды, содержащей концентрации, экономически оправдывающие добычу извлекаемого минерала, например минералов руд металлов, и создавать зону низкой энергии взрыва в области пустой породы. Краткое описание предпочтительных вариантов осуществления Различные варианты осуществления и способы реализации изобретения описаны в примерах, приведенных ниже, только для иллюстрации, и их нельзя считать ограничивающими объем изобретения. Примеры снабжены чертежами, на которых показано следующее:
на фиг. 1 показано сечение обычного поля взрыва открытой разработки согласно примеру 1а и получившееся в результате максимальное смещение навала отбитой породы с горизонталями скорости, показанными в виде теней, смоделированное в усовершенствованной модели взрыва под названием SoH. Данная модель описана в материале: Minchinton A. and Lynch P., 1996, Fragmentation and heave modelling using a coupled discrete element gas flow code, Proc. 5th International Symposium on Rock Fragmentation Blasting-Fragblast 5 (Ed: В. Mohanty), pp.71-80, (Balkema: Rotterdam); и Minchinton A. and Dare-Bryan P., 2005, On application of computer modelling for blasting and flow in sublevel caving operations, Proc. 9th Под-земн. Operators' Conference, Perth, WA 7-9 March 2005 (AusIMM);
на фиг. 2 - сечение другого обычного, но редко используемого поля взрыва при открытой разработке согласно примеру 1b и получившееся в результате максимальное смещение навала отбитой породы, смоделированное в усовершенствованной модели SoH взрыва;
на фиг. 3 - сечение варианта осуществления поля взрыва при открытой разработке согласно примеру 2 изобретения и получившееся в результате максимальное смещение навала отбитой породы, а также конечное смещение навала отбитой породы;
на фиг. 4 - аналогичное показанному на фиг. 3, но другой вариант осуществления поля взрыва при открытой разработке согласно примеру 3 изобретения;
на фиг. 5 - аналогичное показанному на фиг. 3, но обычное поле взрыва при открытой разработке согласно примеру 4а;
на фиг. 6 - аналогичное показанному на фиг. 5 поле взрыва по примеру 4а, но модифицированное в варианте осуществления взрыва при открытой разработке по примеру 4b изобретения;
на фиг. 7 схематично показан вариант осуществления поля взрыва при открытой разработке согласно примеру 5 изобретения;
на фиг. 8 показано сечение поля подземного взрыва согласно примеру 6 изобретения;
на фиг. 9 - аналогичное показанному на фиг. 8 сечение поля подземного взрыва другого варианта осуществления изобретения согласно примеру 7 изобретения;
на фиг. 10 - сечение взрыва выброса породы при открытой разработке согласно примеру 8 изобретения;
на фиг. 11 - сечение другого взрыва выброса породы при открытой разработке согласно примеру 9 изобретения;
на фиг. 12 - сечение еще одного взрыва выброса породы при открытой разработке согласно примеру 10 изобретения;
на фиг. 13 - взрыв выброса породы, полученный в модели SoH взрыва для примера 10;
на фиг. 14 схематично показан вариант осуществления поля взрыва при открытой разработке согласно примеру 11 изобретения;
на фиг. 15 и 16 показаны выходные данные модели SoH взрыва для взрыва примера 11.
В примерах 1-7 тип горной породы тип классифицируется как твердая горная порода, несущая металлическую руду, с пределом прочности при неограниченном сжатии более 150 МПа. Если иное специально не указано, взрывчатое вещество является типом тяжелого игданита (ANFO) с плотностью около 1300 кг/м3. Инертный материал, обычно щебень горной породы или в некоторых случаях буровой шлам, используется в качестве забойки. Во всех скважинах выполняют забойку от верхних концов самых верхних колонок ВВ до самых верхних концов или устья взрывных скважин, находящихся на поверхности подрыва. Зона взрыва располагается на участке рудника, содержащем извлекаемый металл. После взрыва руду грузят в самосвалы с использованием экскаватора-драгляйна и перерабатывают в цикле дробления, содержащем первичную дробилку, мельницу полусамоизмельчения и шаровые мельницы для получения частиц руды меньше 75 мкм для операций переработки минералов ниже по потоку. Во взрывах согласно изобретению использование более высоких концентраций энергии ВВ приводит к улучшению дробления и увеличенной производительности процессов погрузки и транспортировки и дробления при разработке.
В примерах 1-4 зона взрыва с высотой уступа 12 м в открытой горной разработке разбуривается скважинами с диаметром 229 мм.
Во всех примерах, включающих в себя примеры 5-11, зону взрыва разбуривают, загружают ВВ и подрывают в одном цикле бурения, загрузки и взрыва.
В примере 5 при взрыве горной породы согласно изобретению используют отрезки взрывных скважин большего диаметра для слоя высокой энергии, как описано в примере, но в остальном взрыв является, в общем, таким, как описано выше.
В примерах 6 и 7 взрыв горной породы согласно изобретению является подземным, и взрывная скважина проходит, в общем, вверх от туннеля доступа, как описано в этих примерах, но в остальном взрыв является, в общем, таким, как описано выше. Взрывные скважины могут также проходить, в общем, вниз от туннеля доступа, и взрывы в таких взрывных скважинах должны являться, в общем, такими, как описано в примере 6, за исключением данного отличия.
В примерах 8-10 взрыв происходит в открытом угольном руднике, где вскрышная горная порода, подлежащая взрыванию, имеет средний предел прочности при неограниченном сжатии около 40 МПа. В этих примерах изобретение обеспечивает улучшенный выброс вскрыши в конечное положение отвала, а также улучшенное дробление для увеличения производительности горнодобывающего оборудования.
Для удобства одинаковые позиции ссылки использованы во всех примерах.
Пример 1. Использование обычных взрывных способов в открытых горных работах.
Данный пример показывает, в общем, обычную практику взрыва и демонстрирует, что высокие удельные расходы ВВ с использованием таких обычных способов не являются безопасными и, следовательно, не подходят для горных работ для добываемого минерала.
Пример 1а.
Обычный взрыв первого базового варианта отражает стандартную практику использования обычного удельного расхода ВВ около 0,8 кг/м3 невзорванной породы. В сечении зоны (1) взрыва на фиг. 1 с вертикальной и горизонтальной глубиной взрыва в метрах показано, что поле взрыва содержит восемь рядов (2) по тридцать взрывных скважин в ряду, каждую с номинальным диаметром 229 мм. Средние или номинальные линии (3) наименьшего сопротивления и интервалы (не лежат в плоскости фиг. 1) составляют 6,8 и 7,8 м соответственно. Полные глубины (4) взрывных скважин составляют около 14 м с использованием перебура на 2 м ниже проектной глубины подошвы уступа, составляющей 12 м от поверхности. Во все скважины закладывают колонку ВВ длиной 9,4 м, что дает в результате удельный расход ВВ составляет около 0,8 кг ВВ/м3 невзорванной породы. Массив буферного материала, содержащий ранее взорванную горную породу, показан более темным серым тоном, проходящим от взрывного забоя (на отметке 0 м). Также в верхней части фиг. 1 показаны номинальные значения времени инициирования в скважинах (задержки между рядами) в миллисекундах на детонаторах X с использованием задержки между скважинами вдоль рядов (не показано, не лежат в плоскости фигуры) в 65 мс.
Вычисленный на основе каждой скважины удельный расход ВВ определяют следующим образом:
Масса ВВ на скважину = 9,4 м ВВ х 53,54 кг/м в скважине диаметром 22 9 мм = 503 кг.
Объем невзорванной породы на скважину = 6,8 м линии наименьшего сопротивления х 7,8 м интервала х 12 м высоты уступа = 636 м3 невзорванной породы.
Удельный расход ВВ = масса ВВ на скважину/объем невзорванной породы на скважину = 503 кг ВВ/636 м3 невзорванной породы = 0,79 кг ВВ/м3 невзорванной породы.
Из представленного получающегося в результате вертикального максимального смещения навала отбитой породы внизу на фиг. 1 видно, что обычная практика использования обычного удельного расхода ВВ дает обычный навал отбитой породы с безопасным максимальным смещением горной породы около 9,5 м, следовательно, без разлета осколков горной породы.
Пример 1b.
Второй обычный взрыв в базовом варианте отражает стандартную практику, но с использованием очень высокого удельного расхода ВВ, близкого к 4 кг/м3 невзорванной породы. На сечении поля (1) взрыва на фиг. 2 с вертикальной и горизонтальной глубиной взрыва в метрах показано, что поле взрыва содержит пятнадцать рядов (2) по тридцать взрывных скважин в ряду, каждую с номинальным диаметром 229 мм. В данном поле взрыва имеется зона высокой энергии, содержащая ряды 1-13 (ряды пронумерованы справа налево на фиг. 2). Средние или номинальные линии (3) наименьшего сопротивления и интервалы (не лежат в плоскости фигуры) в данной зоне составляют 3,1 и 3,1 м соответственно.
Полные глубины (4) взрывных скважин составляют около 13 м с использованием перебура на 1 м ниже проектной глубины подошвы уступа, находящейся в 12 м от поверхности. Во все скважины закладывают колонку ВВ (5) длиной 8,4 м, что дает в результате удельный расход ВВ составляет около 4 кг ВВ/м3 невзорванной породы. Массив буферного материала, содержащий ранее взорванную горную породу, показан более темным серым тоном, проходящим от взрывного забоя (на отметке 0 м). Также в верхней части фиг. 2 показаны номинальные значения времени инициирования в скважинах (задержки между рядами) в миллисекундах на детонаторах X, с использованием задержки между скважинами вдоль рядов (не показано, не лежат в плоскости фигуры) в 65 мс. Ряды 14-15 (6) в задней части поля взрыва имеют увеличенные средние или номинальные линии наименьшего сопротивления и интервалы, что приводит к пониженному удельному расходу ВВ в данной буферной зоне, упирающейся в новый уступ.
Вычисленный на основе каждой скважины удельный расход ВВ в зоне высокой энергии определяют следующим образом:
Масса ВВ на скважину = 8,4 м ВВ х 53,54 кг/м в скважине диаметром 229 мм = 450 кг.
Объем невзорванной породы на скважину = 3,1 м линии наименьшего сопротивления х 3,1 м интервала х 12 м высоты уступа = 115 м3 невзорванной породы.
Удельный расход ВВ = масса ВВ на скважину/объем невзорванной породы на скважину = 450 кг ВВ/115 м3 невзорванной породы = 3,91 кг ВВ/м3 невзорванной породы.
Из представленного получившегося в результате вертикального максимального смещения навала отбитой породы внизу на фиг. 2 видно, что обычная практика использования высокого удельного расхода ВВ дает в результате полностью неконтролируемый взрыв с чрезмерным разлетом осколков горной породы, достигающим высоты около 70 м. Данное демонстрирует, что обычные способы взрыва нельзя безопасно использовать с высокими удельными расходами ВВ.
Пример 2.
Данный пример демонстрирует вариант осуществления изобретения. Сечение зоны (1) взрыва на фиг. 3 с вертикальной и горизонтальной глубиной взрыва в метрах показывает, что поле взрыва содержит пятнадцать рядов (2) по тридцать взрывных скважин в ряду, каждую с номинальным диаметром 229 мм. В данном поле взрыва имеется зона высокой энергии, содержащая ряды 1-13 (ряды пронумерованы справа налево на фиг. 3). Средние или номинальные линии (3) наименьшего сопротивления и интервалы (не лежат в плоскости фигуры) в данной зоне составляют 3,1 и 3,1 м соответственно. Полные глубины (4) взрывных скважин составляют около 13 м с использованием перебура 1 м ниже проектной глубины подошвы уступа в 12 м от поверхности. Во все скважины закладывают колонку первого ВВ (6) длиной 6 м с плотностью 1300 кг/м3, что дает в результате удельный расход ВВ около 6,7 кг ВВ/м3 невзорванной породы в слое высокой энергии. В каждый второй ряд и каждую вторую скважину этих рядов, также закладывают колонку длиной 2,5 м второго ВВ (6) с плотностью 1200 кг/м3 над первым ВВ, таким образом, создается слой низкой энергии с удельным расходом ВВ 0,55 кг ВВ/м3 невзорванной породы над слоем высокой энергии. Здесь слой низкой энергии проходит от самых верхних концов колонок первого ВВ (5) до самых верхних концов или устья взрывных скважин, находящихся на поверхности подрыва. Таким образом, слой высокой энергии проходит на 6 м от дна взрывных скважин, а слой низкой энергии проходит от верха слоя высокой энергии до поверхности подрыва на толщину 7 м. Массив буферного материала, содержащий ранее взорванную горную породу, показан более темным серым тоном, проходит от взрывного забоя (на отметке 0 м).
Также в верхней части на фиг. 3 показаны номинальные значения времени инициирования в скважинах (задержки между рядами) в миллисекундах на детонаторах X с использованием задержки между скважинами вдоль рядов (не показано, не лежат в плоскости фигуры) в 65 мс. Ряды 14-15 (6) в задней части поля взрыва имеют увеличенные средние или номинальные линии наименьшего сопротивления и интервалы, что приводит к пониженному удельному расходу ВВ в данной зоне низкой энергии или буферной зоне взрыва, смежной с новым уступом. Взрыв инициируют с использованием электродетонаторов, указанных крестом на фигуре. Ниже на фиг. 3 в показан смоделированный результат действия данной конструкции с вертикальным смещением около 40 м, а внизу также показан конечный профиль навала отбитой породы, которая падает в основном в зону первичного взрыва. Видно, что получен улучшенный контроль по сравнению с обычными способами взрыва, показанными в примере 1, несмотря на удельный расход ВВ свыше 6,6 кг/м3, используемый в слое высокой энергии.
В данном примере получают еще более высокий контроль взрыва с использованием другого варианта осуществления изобретения. Сечение зоны (1) взрыва на фиг. 4 с вертикальной и горизонтальной глубиной взрыва в метрах показывает, что взрыв содержит двенадцать рядов (2) по тридцать взрывных скважин в ряду, каждую с номинальным диаметром 229 мм. В данном поле взрыва имеется зона высокой энергии, содержащая ряды 1-10 (ряды пронумерованы справа налево на фиг. 4). Линии (3) наименьшего сопротивления и интервалы (не лежат в плоскости фигуры) в данной зоне составляют 3,1 и 3,1 м соответственно. Полные глубины (4) взрывных скважин составляют около 13 м с использованием перебура на 1 м ниже проектной глубины подошвы уступа, находящейся в 12 м от поверхности. Во взрывные скважины в рядах 1, 3, 5, 7 и 9 закладывают колонку длиной 5 м первого ВВ (5) с плотностью 1300 кг/м3. В каждую вторую скважину в этих рядах также закладывают колонку длиной 2,5 м инертного забоечного материала (7) над первым ВВ (5) и затем колонку длиной 2,5 м второго ВВ (6) с плотностью 1200 кг/м3. В скважины в рядах 2, 4, 6, 8 и 10 закладывают колонку длиной 6 м первого ВВ (5) с плотностью 1300 кг/м3. Во всех взрывных скважинах выполняют забойку от верха самых верхних колонок ВВ до поверхности инертным забоечным материалом.
При данной загрузке создается удельный расход ВВ около 6,8 кг ВВ на м3 невзорванной породы в слое высокой энергии, который проходит от основания или проектного уровня подошвы зоны взрыва до верха колонок первого ВВ либо в 5 или в 6 м от дна взрывных скважин. Также создается удельный расход ВВ около 0,43 кг ВВ на м3 невзорванной породы в слое низкой энергии, который проходит от верха колонок первого ВВ, либо в 5 или в 6 м от дна взрывных скважин до верхних концов устья взрывных скважин на поверхности подрыва. Массив буферного материала, содержащий ранее взорванную горную породу, показан более темным серым тоном, проходящим от взрывного забоя (на отметке 0 м).
Также в верхней части фиг. 4 показаны номинальные значения времени инициирования в скважинах (задержки между рядами) в миллисекундах в обоих слоях на детонаторах X, с использованием задержки между скважинами вдоль рядов в обоих слоях (не показано, не лежат в плоскости фигуры) в 65 мс. Первое взрывчатое вещество в слое высокой энергии инициируют после задержки в 5000 мс после ближайшего ВВ в слое низкой энергии. Данная задержка создает слой или оболочку разрушенной горной породы, образовывающуюся и останавливающуюся в слое низкой энергии, покрывая слой высокой энергии, когда последний инициируют; при этом контролируется разлет осколков горной породы и обеспечивается высокий уровень дробления горной породы, остающейся, по существу, в зоне первичной взрыва.
Ряды 11-12 (6) в задней части взрыва имеют увеличенные средние или номинальные линии наименьшего сопротивления и интервалы, что приводит к пониженному удельному расходу ВВ в данной зоне низкой энергии или буферной зоне, создавая защиту конечным стенкам поля взрыва и остальной структуре горной породы. Взрыв инициируют с использованием электродетонаторов, указанных крестом на фигуре. На фиг. 4 также показан в нижней части смоделированный результат, который дает такая конструкция, показано максимальное вертикальное смещение только около 10 м, а также конечный профиль навала отбитой породы в нижней части. Видно, что отличный контроль получен при использовании данного варианта осуществления изобретения, обеспечивающего удельный расход ВВ свыше 6,5 кг/м3 в слое высокой энергии зоны высокой энергии.
Пример 4.
Данный пример показывает взрыв, инициируемый в одном углу, как для обычного взрыва в базовом варианте, отражающего стандартную практику, но с использованием очень высокого удельного расхода ВВ, так и для варианта осуществления изобретения, показывающего, как получают контроль взрыва при таком высоком удельном расходе ВВ.
Пример 4а.
Сечение поля (1) взрыва на фиг. 5 с вертикальной и горизонтальной глубиной взрыва в метрах, показывает, что взрыв содержит пятнадцать рядов (2) по тридцать взрывных скважин в ряду, каждую с номинальным диаметром 229 мм. В данном взрыве имеется зона высокой энергии, содержащая ряды 1-13 (ряды пронумерованы справа налево на фиг. 2). Средние или номинальные линии (3) наименьшего сопротивления и интервалы (не лежат в плоскости фигуры) в данной зоне составляют 3,1 и 3,1 м соответственно. Полные глубины (4) взрывных скважин составляют около 13 м с использованием перебура на 1 м ниже проектной глубины подошвы уступа в 12 м от поверхности. Во все скважины закладывают колонку длиной 8,4 м ВВ (5) с плотностью 1350 кг/м3, что дает в результате удельный расход ВВ составляет около 4 кг ВВ/м3 невзорванной породы. Также в верхней части фиг. 5 показаны номинальные значения времени инициирования в скважинах (задержки между рядами) в миллисекундах на детонаторах X с использованием задержки между скважинами вдоль рядов (не показано, не лежат в плоскости фигуры) 65 мс. Ряды 14-15 (6) в задней части поля взрыва имеют увеличенную среднюю или номинальную линию наименьшего сопротивления и интервал, что приводит к пониженному удельному расходу ВВ в данной зоне низкой энергии или буферной зоне смежной с новым уступом. Массив буферного материала, содержащий ранее обрушенную взрывом горную породу, показан более темным серым тоном, проходящим от взрывного забоя (на отметке 0 м).
Взрыв инициируют от одного угла в задней части зоны взрыва.
Вычисленный на основе каждой скважины удельный расход ВВ в зоне высокой энергии определяют следующим образом:
Масса ВВ на скважину = 8,4 м ВВ х 55,54 кг/м в скважине диаметром 229 мм = 466 кг.
Объем невзорванной породы на скважину = 3,1 м линии наименьшего сопротивления х 3,1 м интервала х 12 м высоты уступа = 115 м3 невзорванной породы.
Удельный расход ВВ = масса ВВ на скважину/объем невзорванной породы на скважину = 466 кг ВВ/115 м3 невзорванной породы = 4,05 кг ВВ/м3 невзорванной породы.
На фиг. 5 также показано в нижней части получившееся в результате максимальное смещение навала отбитой породы и конечный профиль навала отбитой породы (в нижней части фигуры), смоделированные в усовершенствованной модели SoH взрыва. Видно, что обычная практика с использованием высокого удельного расхода ВВ дает в результате полностью неконтролируемый взрыв с чрезмерным разлетом осколков горной породы, достигающим высоты около 35 м, с большой частью конечного навала отбитой породы вываливающейся за пределы первичного поля первичного взрыва. Данное вновь демонстрирует, что обычные способы взрыва нельзя безопасно использовать при высоких удельных расходах ВВ.
Пример 4b.
На фиг. 6 в варианте осуществления изобретения показано с вертикальной и горизонтальной глубиной поля взрыва в метрах, поле взрыва, содержащее пятнадцать рядов (2) по тридцать взрывных скважин в ряду, каждую с номинальным диаметром 229 мм. В данном взрыве имеется зона высокой энергии, содержащая ряды 1-13 (ряды пронумерованы справа налево на фиг. 6). Средние или номинальные линии (3) наименьшего сопротивления и интервалы (не лежат в плоскости фигуры) в данной зоне составляют 3,1 и 3,1 м соответственно. Полные глубины (4) взрывных скважин составляют около 13 м с использованием перебура на 1 м ниже проектной глубины подошвы уступа в 12 м от поверхности. В скважины в рядах 1, 3, 5, 7 и 9 закладывают колонку длиной 5 м первого ВВ (5) с плотностью 1300 кг/м3.
В каждую вторую скважину в этих рядах также закладывают колонку длиной 2,5 м инертного забоечного материала (7) над первым ВВ и затем колонку длиной 2,5 м второго ВВ (6) с плотностью 1300 кг/м3. Данное второе ВВ имеет один тип и плотность с первым ВВ, конкретно, рецептуру игданита. В скважины в рядах 2, 4, 6, 8 и 10 закладывают колонку длиной 6 м первого ВВ (5) с плотностью 1300 кг/м3. Во всех взрывных скважинах выполняют забойку от верха самых верхних колонок ВВ до поверхности инертным забоечным материалом.
Данная загрузка создает удельный расход ВВ около 6,8 кг ВВ на м3 невзорванной породы в слое высокой энергии, который проходит от основания или расчетной подошвы поля взрыва до верха колонок первого ВВ, находящегося либо в 5 или в 6 м от дна взрывных скважин. При этом также создается удельный расход ВВ около 0,6 кг ВВ на м3 невзорванной породы в слое низкой энергии, который проходит от верха колонок первого ВВ либо в 5 или в 6 м от дна взрывных скважин до верхних концов устья взрывных скважин на поверхности подрыва.
Также в верхней части фиг. 6 показаны номинальные значения времени инициирования в скважинах (задержки между рядами) в миллисекундах на детонаторах X с использованием задержки между скважинами вдоль рядов (не показано, не лежат в плоскости фигуры) в 65 мс. Ряды 11-12 (6) в задней части взрыва имеют увеличенные средние или номинальные линии наименьшего сопротивления и интервалы, что приводит к пониженному удельному расходу ВВ в данной зоне низкой энергии или буферной зоне, создавая защиту конечным стенкам поля взрыва и остальной структуре горной породы. Массив буферного материала, содержащий ранее взорванную горную породу, показан более темным серым тоном и проходящим от взрывного забоя (на отметке 0 м).
Данный взрыв также инициируют от одного угла как в базовом варианте. В данном примере взрыв инициируют с использованием электродетонаторов на каждом уровне ВВ, указанных крестом на фигуре, создавая заданные задержки между скважинами и между рядами. Вместе с тем на ярусах в слоях высокой энергии выполняют инициирование с задержкой 3000 мс после инициирования ближайшего яруса в слое низкой энергии. В данном варианте ярусы в слое низкой энергии ближайшие к ярусам в слое высокой энергии являются либо ярусами, присутствующими в той же взрывной скважине или, где такие ярусы отсутствуют, ярусами в смежных взрывных скважинах. На фиг. 6 также показан внизу смоделированный результат действия данной конструкции, показано максимальное вертикальное смещение около 12 м, а также конечный профиль навала отбитой породы. Видно, что отличный контроль получают при использовании данного варианта осуществления изобретения, обеспечивающий для удельного расхода ВВ свыше 6,3 кг/м3 в слое высокой энергии зоны высокой энергии.
Пример 5.
Данный пример показывает другой вариант осуществления изобретения с использованием нескольких диаметров во взрывных скважинах для создания слоев высокой и низкой энергии в зоне взрыва высокой энергии. На схеме фиг. 7 показано обычное шахматное расположение взрывных скважин пробуренных в 16 м уступе в зоне взрыва, но с нижним слоем высокой энергии, имеющим глубину 9 м, где бурят скважину диаметром 311 мм (1) и верхним слоем низкой энергии, имеющим глубину 8 м, где бурят скважину диаметром 165 мм (2). В секцию скважины увеличенного диаметра в слое высокой энергии
закладывают до уровня 9 м первое ВВ (3) с плотностью 1200 кг/м3. Затем закладывают колонку длиной 2,5 м инертного забоечного материала (4), за которой следует колонка длиной 3 м второго ВВ (5) с плотностью 1000 кг/м3. Во всех взрывных скважинах в завершение выполняют забойку колонкой длиной 2,5 м инертного забоечного материала (6), проходящей до поверхности подрыва.
Зона взрыва имеет интервал между рядами 5 м и линию наименьшего сопротивления между скважинами 4,5 м.
При данной загрузке создают удельный расход ВВ около 4,05 кг ВВ на м3 невзорванной породы в слое высокой энергии, который проходит от проектной подошвы зоны взрыва до верха колонок первого ВВ на 9 м от дна взрывных скважин. При этом также создают удельный расход ВВ, составляющий около 0,35 кг ВВ на м3 невзорванной породы в слое низкой энергии, который проходит от верха колонок первого ВВ на 9 м от дна взрывных скважин до верхних концов устья взрывных скважин на поверхности подрыва.
В данном примере взрыв инициируют с использованием электродетонаторов (не показан) в каждом ярусе ВВ, создавая задержку в 25 мс между скважинами и задержку в 42 миллисекунды между рядами для обоих слоев. Вместе с тем ярусы в слое высокой энергии инициируют через 7000 мс после инициирования ближайшего яруса в слое низкой энергии. В данном варианте ближайшими ярусами в слое низкой энергии к ярусам в слое высокой энергии являются ярусы в тех же взрывных скважинах, а именно такие ярусы в участке малого диаметра каждой взрывной скважины. Взрыв инициируют от одного угла.
Пример 6.
Данный пример показывает вариант осуществления изобретения в ситуации подземных горных работ. На схематичном сечении фиг. 8 показано несколько так называемых веерообразных колец взрывных скважин (2) диаметром 165 мм, пробуренных в зоне (1) взрыва в подземной очистной выработке (только одно такое кольцо показано на фигуре). Взрывные скважины имеют длину между 20 и 30 м и бурятся от кровли туннеля доступа или штрека (3) вверх, при этом дно находится на самых верхних концах скважин и устье на кровле штрека. На фигуре показано только одно кольцо, другие кольца разнесены вдоль штрека (3) с интервалами между кольцами 3,5 м. Расстояние между скважинами в каждом кольце изменяется согласно геометрии.
В скважины закладывают, устанавливая на дно или вблизи дна, колонки длиной 2 м второго ВВ (5) с плотностью 850 кг/м3. В скважины 2-6 каждого кольца, где скважины пронумерованы справа налево на фиг. 8, затем закладывают колонки длиной 3 м инертного забоечного материала (6), за которыми следуют колонки длиной 5-15 м первого ВВ (4) с плотностью 1200 кг/м3. Устьевые концы скважин оставляют без зарядов. В скважины на наружных краях каждого кольца, а именно, скважины 1 и 7 закладывают только второе взрывчатое вещество (5) с плотностью 850 кг/м3, таким образом, создавая буфер или зону низкой энергии пониженного удельного расхода ВВ, в общем, ниже 1 кг ВВ/м3 невзорванной породы вокруг данных скважин, для защиты остающейся неповрежденной горной породы на краях каждого кольца.
Данное устройство загрузки создает зону взрыва высокой энергии в нескольких кольцах благодаря созданию слоя высокой энергии первого ВВ в скважинах 2-6 каждого кольца. Слой (7) высокой энергии показан на фиг. 8, как площадь, очерченная штрих пунктирной линией. Данный слой проходит по штреку по нескольким таким кольцам. Удельный расход ВВ в данном слое высокой энергии изменяется согласно геометрии взрывной скважины, в результате расхождения взрывных скважин в веерообразных кольцах, но составляет по меньшей мере 1,75 кг/м3 и может составлять по меньшей мере 2,5 кг/м3 невзо-рванной породы в данном слое.
В кольцах на обоих концах зоны взрыва, а именно первом и последнем кольце зоны взрыва вдоль штрека, могут не выполнять загрузку в данной конфигурации. Вместо этого, в данных кольцах можно выполнять загрузки с обычными пониженными удельными расходами ВВ в конфигурации, одинаковой с буферными скважинами 1 и 7 каждого кольца, обычно, удельный расход ВВ ниже 1 кг ВВ/м3 невзорванной породы используют в этих кольцах. Эти первое и последнее кольца, таким образом, создают другую буферную зону для защиты остающейся неповрежденной горной породы на каждом из концов зоны взрыва.
Область за пределами слоя высокой энергии является, таким образом, зоной низкой энергии или буферной зоной, и удельный расход ВВ в данной зоне составляет не больше 1 кг/м3 невзорванной породы в данной зоне.
Все ярусы ВВ инициируют с помощью электродетонаторов X с задержкой. Ярусы в слое низкой энергии взрыва, а также буферные скважины 1 и 6 каждого кольца и скважины в первом и последнем кольцах зоны взрыва инициируют первыми с задержкой между скважинами в каждом кольце в 25 мс. Ярусы можно инициировать либо от скважины 1 или скважины 7 или от центральной скважины, такой как скважина 3, 4 или 5. Ярусы в слое высокой энергии инициируют после задержки 35 мс после подрыва яруса ВВ в той же взрывной скважине слоя низкой энергии. Задержки между последовательными кольцами, известные как задержки между рядами или задержки между кольцами, составляет 100 мс.
При этом создается зона низкой энергии на наружных краях поля взрыва, обеспечивающая защиту остальной структуры горной породы от действия слоев высокой энергии внутри поля взрыва. Большая часть руды, таким образом, подвергается воздействию слоя высокой энергии взрыва, что в результате дает более интенсивное дробление горной породы в слое высокой энергии и приводит к улучшенной производительности рудника.
Специалисту в данной области техники должно быть понятно, что поле взрыва может иметь любое число колец и взрывных скважин в кольцах. Кроме того, буферные зоны на самых дальних краях каждого кольца могут содержать несколько скважин на каждом крае. Несколько колец могут также содержать буферные зоны на каждом конце поля взрыва вдоль штрека.
Пример 7.
Данный пример показывает другой вариант осуществления изобретения в ситуации подземных горных работ. На схематичном сечении фиг. 9 показаны несколько так называемых веерообразных колец взрывных скважин (2) с диаметром 165 мм, которые бурят в зоне (1) взрыва в подземной очистной выработке (только одно такое кольцо показано на фигуре). Взрывные скважины имеют глубину между 20 и 30 м бурятся от кровли туннеля доступа или штрека (3) вверх, при этом дно находится на самых верхних концах скважин и устье на кровле штрека. На фигуре показано только одно кольцо, при этом другие кольца разнесены вдоль штрека (3) с интервалами между кольцами 3,5 м. Расстояние между скважинами в каждом кольце изменяется согласно геометрии.
В скважины закладывают, устанавливая на дно или вблизи дна, колонки длиной 2 м второго ВВ (5) с плотностью 850 кг/м3. В скважины 2-6 каждого кольца, где скважины пронумерованы справа налево на фиг. 9, затем закладывают колонки длиной 3 м инертного забоечного материала (6), следующими закладывают колонки длиной 5-15 м первого ВВ (4) с плотностью 1200 кг/м3. Устьевые концы скважин оставляют незагруженными. В скважины на наружных краях каждого кольца, а именно, скважины 1 и 7 закладывают только второе взрывчатое вещество (5) с плотностью 850 кг/м3, таким образом, создавая буферную зону пониженного удельного расхода ВВ, обычно, ниже 1 кг ВВ/м3 невзорванной породы в этих скважинах, для защиты остающейся неповрежденной горной породы на краях каждого кольца.
Данное устройство загрузки создает зону взрыва высокой энергии в нескольких кольцах, благодаря созданию слоя высокой энергии первого ВВ в скважинах 2-6 каждого кольца. Слой (7) высокой энергии показан на фиг. 9 как площадь, очерченная пунктирной линией. Данный слой проходит вдоль штрека в нескольких таких кольцах. Удельный расход ВВ в данном слое высокой энергии изменяется согласно геометрии взрывной скважины в результате расхождения взрывных скважин в веерообразных кольцах, но составляет по меньшей мере 1,75 кг/м3 и может составлять по меньшей мере 2,5 кг/м3 невзорванной породы в данном слое. В кольца на концах поля взрыва, а именно первое и последнее кольца поля взрыва, могут не загружаться с данной конфигурацией. Вместо этого в эти кольца могут загружать ВВ с обычным, пониженным удельным расходом ВВ, аналогично буферным скважинам 1 и 7 каждого кольца, обычно используют удельный расход ВВ ниже 1 кг ВВ/м3 невзорванной породы в данных кольцах. Эти первые и последние кольца, таким образом, создают другую буферную зону для защиты остающейся неповрежденной горной породы на каждом из концов поля взрыва.
Область за пределами слоя высокой энергии является, таким образом, зоной низкой энергии, и удельный расход ВВ в данной зоне составляет не больше 1 кг/м3 невзорванной породы в данной зоне. В области между концами дна взрывных скважин 2-6 и слоем (7) высокой энергии образуется слой низкой энергии над зоной взрыва высокой энергии. Данный слой низкой энергии проходит от верха слоя высокой энергии к верхним краям поля взрыва, толщина составляет свыше 2 м. Область между концами колонок ВВ ближайшими к устью взрывных скважин и кровлей штрека создает другой слой низкой энергии, в данном варианте без загрузки ВВ в данной зоне.
Все ярусы ВВ инициируют с помощью электродетонаторов X с замедлением. Ярусы в слое низкой энергии взрыва, а также буферные скважины 1 и 7 каждого кольца инициируют первыми с задержкой между скважинами в каждом кольце в 25 мс. Ярусы можно инициировать либо от скважины 1 или скважины 7 или от центральной скважины, такой как скважина 3, 4 или 5. В данном примере ярусы в слое высокой энергии инициируют после задержки в 3800 мс после подрыва яруса ВВ в той же взрывной скважине слоя низкой энергии. Задержки между последовательными кольцами, известные как задержки между рядами или задержки между кольцами, составляют 100 мс. Также возможно вместо этого инициировать буферные скважины 1 и 7 с задержкой между скважинами в несколько мс, например 25 мс от времени инициирования ближайшего яруса в слое высокой энергии. Аналогично, первые и последние кольца взрыва, создающие буферную зону удельного расхода ВВ, обычно меньше 1 кг/м3 невзорванной породы в данной зоне, можно инициировать с задержкой между кольцами в десятки мс, например 100 мс, либо от времени инициирования ближайшего яруса в слое низкой или слое высокой энергии.
При этом создается зона разрушенной горной породы на наружных краях поля взрыва, подлежащая созданию в первую очередь, обеспечивающая защиту остальной структуре горной породы, когда слой высокой энергии подрывается на несколько секунд позже. Большая часть руды, таким образом, подвергается воздействию слоя высокой энергии взрыва, давая более интенсивную дробление горной породы в слое высокой энергии и приводя к улучшенной производительности рудника.
Поле взрыва может иметь любое число колец и взрывных скважин в кольцах. Кроме того, буферные зоны самых удаленных от центра краев каждого кольца могут содержать несколько скважин на каждом краю. Несколько колец могут также содержать буферные зоны на каждом конце поля взрыва по длине штрека.
Данный пример демонстрирует другой вариант осуществления изобретения, в данном случае, для обеспечения более предпочтительного смещения горной породы, а также улучшения дробления в выбросе породы при взрыве в ситуации открытой разработки угольного рудника. В сечении зоны (1) взрыва, содержащей вскрышную или пустую породу над нижним извлекаемым угольным пластом (7) на фиг. 10, показано, что зона взрыва содержит восемь рядов (2) по сорок взрывных скважин в ряду в рядах 1 и 8 и по восемьдесят взрывных скважин в ряду в рядах 2-7 (ряды пронумерованы справа налево на фиг. 10). Каждая взрывная скважина имеет номинальный диаметр 270 мм. Скважины отклоняются от вертикали под углом 10°. В данной зоне взрыва имеется зона высокой энергии, содержащая ряды 2-7. Как средние или номинальные линии (3) наименьшего сопротивления, так и интервалы (не лежат в плоскости фигуры) в данной зоне высокой энергии составляют 5 м. Полные глубины (4) взрывных скважин составляют около 40 м и скважины пробурены не доходящими 2,5 м до верха извлекаемого угольного пласта (7) для предотвращения повреждения пласта. Во все скважины в рядах 2-7 закладывают колонку длиной 25 м первого ВВ (5) с плотностью 1300 кг/м3, что дает в результате удельный расход ВВ около 2,9 кг ВВ/м3 невзорванной породы в слое (12) высокой энергии. В каждый второй ряд и каждую вторую скважину вдоль этих рядов, в рядах 2-7 также закладывают колонку длиной 9 м второго ВВ (6) над первым ВВ с плотностью 850 кг/м3, таким образом создавая слой низкой энергии с удельным расходом ВВ 0,29 кг ВВ/м3 невзорванной породы над слоем высокой энергии. Здесь слой низкой энергии проходит от самых верхних концов колонок первого ВВ (5) до самых верхних концов или устья взрывных скважин, находящихся на поверхности подрыва. Таким образом, слой высокой энергии проходит в 25 м от дна взрывных скважин, а слой низкой энергии проходит от верха слоя высокой энергии до поверхности подрыва, с толщиной около 15 м перпендикулярно от слоя высокой энергии. Во всех скважинах выполняют забойку щебнем инертной горной породы от верхних концов верхних колонок ВВ до устья скважин.
Взрывные скважины в рядах 1 и 8 бурят на средней или номинальной линии наименьшего сопротивления (8) и с интервалами (не лежат в плоскости фигуры), составляющими 8 м и 10 м соответственно. В эти скважины закладывают колонку длиной 34 м второго ВВ (6) с плотностью 850 кг/м3, затем выполняют забойку щебнем инертной горной породы до устья скважины, таким образом, создавая буферные зоны (11) низкой энергии, как спереди (поверхность забоя), так и сзади (уступ) с удельным расходом ВВ до 0,5 кг ВВ/м3 невзорванной породы в этих зонах. Передний (поверхность забоя) буферный ряд предотвращает чрезмерный разлет осколков горной породы, а задний буферный ряд (смежный с уступом) обеспечивает защиту уступа от воздействия зоны высокой энергии. Ряд 1 не содержит слоя высокой энергии, для предотвращения разлета осколков горной породы с открытой поверхности забоя зоны взрыва, а ряд 8 является смежным с новым уступом и таким образом также не содержит слоя высокой энергии, таким образом предотвращается чрезмерное повреждение нового уступа. Новый уступ выполняют с использованием методики, общеизвестной, как выравнивание борта карьера. В данном примере выравнивание (10) борта инициируют, как отдельный взрыв за несколько дней перед взрывом, ряда скважин с легкими зарядами на интервал 4 м с загрузкой двух ярусов по 60 кг ВВ каждый, причем ярусы разделяет пневмо-колонка. В общем, несколько, например, 5-10, скважин предварительного выравнивания подрывают одновременно, причем группы таких скважин разделены миллисекундными задержками порядка 25 мс. Альтернативно, предварительное выравнивание можно также инициировать в том же цикле бурения, загрузки и взрыва, что и взрыв выброса породы, обычно по меньшей мере за 100 мс перед инициированием ближайшей взрывной скважины в ряду 8.
Взрыв выброса породы инициируют с использованием электрических или не электрических детонаторов X. Детонаторы находятся вблизи дна взрывных скважин. Поскольку колонки первого и второго ВВ заложены с примыканием в данных взрывных скважинах, имеющих обе колонки, только один детонатор требуется в данных взрывных скважинах. Зона высокой энергии обеспечивает улучшенный сброс вскрыши в конечное положение отвала, а также мелкое дробление для улучшения производительности последующего удаления вскрыши механическими экскаваторами, с контролем разлета осколков породы и повреждений уступа и подошвы зоны взрыва, которая здесь лежит на извлекаемом угольном пласте. Номинальные задержки времени инициирования между рядами скважин, показанного под каждым рядом на фигуре, составляют 150 мс с использованием задержки времени инициирования между скважинами вдоль рядов (не показано, не лежат в плоскости фигуры), составляющими 10 мс в ряду 1, 5 мс в рядах 26, 15 мс в ряду 7 и 25 мс в ряду 8.
Другой вариацией данного примера является в том же цикле бурения, загрузки и взрыва, использование так называемой зоны "стоячего" взрыва ниже зоны взрыва выброса породы, содержащей слой высокой энергии. Использование такой зоны стоячего взрыва ниже зоны взрыва выброса породы раскрыто в WO 2005/052499. В такую зону стоячего взрыва должны загружать ВВ с удельным расходом ВВ по меньшей мере в два раза ниже, чем в слое высокой энергии; например меньше 1 кг ВВ на кубический метр невзорванной породы в данном слое. Стоячий взрыв должен создавать другой слой низкой энергии, данный слой находится между извлекаемым угольным пластом и слоем высокой энергии взрыва выброса породы над ним.
Данный пример демонстрирует другой вариант осуществления изобретения, вновь в данном случае для обеспечения более предпочтительного смещения горной породы, а также улучшения дробления в выбросе породы при взрыве при открытой разработке угольного рудника. В сечении зоны (1) взрыва, содержащей вскрышную или пустую породу над нижним извлекаемым угольным пластом (7) на фиг. 11, показано, что зона взрыва содержит восемь рядов (2) по сорок взрывных скважин в ряду в рядах 1 и 8 и восемьдесят взрывных скважин в ряду в рядах 2-7 (ряды пронумерованы справа налево на фиг. 11). Каждая взрывная скважина имеет номинальный диаметр 270 мм. Скважины отклоняются от вертикали на угол 10°. В данной зоне взрыва имеется зона высокой энергии, содержащая ряды 2-7. Средние или номинальные линии (3) наименьшего сопротивления и интервалы (не лежат в плоскости фигур) в данной зоне высокой энергии составляют 7,5 и 4,5 м соответственно. Полные глубины (4) взрывных скважин составляют около 50 м и скважины пробурены не доходящими на 2,5 м до верха извлекаемого угольного пласта (7) для предотвращения повреждения пласта. Во все скважины в рядах 2-7 закладывают колонку длиной 40 м первого ВВ (5) с плотностью 1050 кг/м3, что дает в результате удельный расход ВВ около 1,78 кг ВВ/м3 невзорванной породы в слое (12) высокой энергии. В каждую вторую скважину вдоль каждого из рядов 2-7 также закладывают дополнительно колонку длиной 5 м второго ВВ (6) над первым ВВ с плотностью 1050 кг/м3, таким образом создавая слой низкой энергии с удельным расходом ВВ около 0,45 кг ВВ/м3 невзорванной породы над слоем высокой энергии. В данном примере второе ВВ имеет один тип и рецептуру с первым ВВ. Второе ВВ закладывают непосредственно сверху первого ВВ и они являются, таким образом, примыкающими, образуя, по существу, одну колонку заряда ВВ. Здесь слой низкой энергии проходит от самых верхних концов колонок первого ВВ (5) до самых верхних концов или устья взрывных скважин, которые находятся на поверхности подрыва. Таким образом, слой высокой энергии проходит 40 м от дна взрывных скважин до верха первого ВВ, а слой низкой энергии проходит от верха слоя высокой энергии до поверхности подрыва толщину около 10 м перпендикулярно от слоя высокой энергии. Границы между слоями высокой и низкой энергии показаны штрих пунктирной линией (13). Во всех скважинах выполняют забивку щебнем инертной горной породы от верхних концов верхних колонок ВВ до устья скважин.
Взрывные скважины в рядах 1 и 8 бурятся на средней или номинальной линии удельного сопротивления (8) и с интервалом (не в плоскости фигуры) 7,5 и 9 м соответственно. В эти скважины закладывают колонку длиной 45 м второго ВВ (6) с плотностью 1050 кг/м3, за которой следует забойка щебнем инертной горной породы до устья скважин, таким образом создаются буферные зоны (11) низкой энергии как спереди (поверхность забоя), так и сзади (уступ) с удельным расходом ВВ около 0,80 кг ВВ/м3 невзо-рванной породы в этих зонах. Передний (поверхность забоя) буферный ряд предотвращает чрезмерный разлет осколков горной породы, а задний буферный ряд (смежный с уступом) обеспечивает защиту уступа от воздействия зоны высокой энергии. Ряд 1 не содержит слоя высокой энергии для предотвращения разлета осколков горной породы с открытой поверхности забоя зоны взрыва, а ряд 8 является смежным с новым уступом и таким образом также не содержит слоя высокой энергии, таким образом, предотвращается чрезмерное повреждение нового уступа. Новый уступ выполняют с использованием методики, общеизвестной, как выравнивание борта карьера. В данном примере выравнивание (10) борта карьера инициируют, как отдельный взрыв за несколько дней перед взрывом, ряда скважин с легкими зарядами на интервале 4 м с загрузкой двух ярусов по 60 кг ВВ каждый, причем ярусы разделяет пневмоколонка. В общем, несколько, например 5-10, предварительно разделенных скважин подрывают одновременно с группами таких скважин, разделенными миллисекундными задержками порядка 25 мс. Альтернативно, выравнивание борта карьера можно также инициировать в том же цикле бурения, загрузки и взрыва, что и взрыв выброса породы, обычно по меньшей мере за 100 мс перед инициированием ближайшей взрывной скважины в ряду 8.
Взрыв выброса породы инициируют с использованием электрических или не электрических детонаторов X. Детонаторы находятся вблизи дна взрывных скважин. Поскольку колонки первого и второго ВВ установлены с примыканием в данных взрывных скважинах, имеющих обе колонки, только один детонатор требуется в данных взрывных скважинах. Зона высокой энергии обеспечивает улучшенный сброс вскрыши в конечное положение отвала, а также мелкое дробление для улучшения производительности последующего удаления вскрыши механическими экскаваторами, с контролем разлета осколков породы и повреждений уступа и подошвы зоны взрыва, которая здесь лежит на извлекаемом угольном пласте (7). Номинальные задержки времени инициирования между рядами скважин, показанного под каждым рядом на фигуре, составляют 150 мс, с использованием задержки времени инициирования между скважинами вдоль рядов (не показано, не лежат в плоскости фигуры), составляющими 10 мс в ряду 1, 5 мс в рядах 26, 15 мс в ряду 7 и 25 мс в ряду 8.
Другой вариацией данного примера является в том же цикле бурения, загрузки и взрыва использование так называемой зоны "стоячего" взрыва ниже зоны взрыва выброса породы, содержащей слой высокой энергии. Использование такой зоны стоячего взрыва ниже зоны взрыва выброса породы раскрыто в WO 2005/052499. В такую зону стоячего взрыва должны загружать ВВ с удельным расходом ВВ по меньшей мере в два раза ниже, чем в слое высокой энергии; например меньше 0,85 кг ВВ на кубический
метр невзорванной породы в данном слое. Стоячий взрыв должен создавать другой слой низкой энергии, данный слой находится между извлекаемым угольным пластом и слоем высокой энергии взрыва выброса породы над ним. Пример 10.
Данный пример демонстрирует другой вариант осуществления изобретения, вновь в данном случае для обеспечения более предпочтительного смещения горной породы, а также улучшения дробления в выбросе породы при взрыве при открытой разработке угольного рудника. В сечении зоны (1) взрыва, содержащей вскрышную или пустую породу над нижним извлекаемым угольным пластом (7) на фиг. 12, показано, что зона взрыва содержит восемь рядов (2) по сорок взрывных скважин в ряду в рядах 1 и 8 и по восемьдесят взрывных скважин в ряду в рядах 2-7 (ряды пронумерованы справа налево на фиг. 12). Каждая взрывная скважина имеет номинальный диаметр 270 мм. Скважины отклоняются от вертикали на угол 20°. В данной зоне взрыва имеется зона высокой энергии, содержащая ряды 2-7. Средние или номинальные линии (3) наименьшего сопротивления и интервалы (не лежат в плоскости фигур) в данной зоне высокой энергии составляют 7,5 и 4,5 м соответственно. Полные глубины (4) взрывных скважин составляют около 50 м и скважины бурятся не доходящими на 2,5 м до верха извлекаемого угольного пласта (7) для предотвращения повреждения пласта. Во все скважины в рядах 2-7 закладывают колонку 40 м первого ВВ (5) с плотностью 1200 кг/м3, что дает в результате удельный расход ВВ около 2,04 кг ВВ/м3 невзорванной породы в слое (12) высокой энергии. В каждую вторую скважину вдоль каждого из рядов 2-7 также закладывают дополнительно колонку длиной 5 м второго ВВ (6) над первым ВВ с плотностью 1200 кг/м3, таким образом создавая слой низкой энергии с удельным расходом ВВ около 0,45 кг ВВ/м3 невзорванной породы над слоем высокой энергии. В данном примере второе ВВ имеет один тип и рецептуру с первым ВВ. Второе ВВ закладывают непосредственно сверху первого ВВ и они являются, таким образом, примыкающими, образуя, по существу, одну колонку заряда ВВ. Здесь слой низкой энергии проходит от самых верхних концов колонок первого ВВ (5) до самых верхних концов или устья взрывных скважин, которые находятся на поверхности подрыва. Таким образом, слой высокой энергии проходит 40 м от дна взрывных скважин до верха первого ВВ, а слой низкой энергии проходит от верха слоя высокой энергии до поверхности подрыва, толщину около 9,5 м перпендикулярно от слоя высокой энергии. Границы между слоями высокой и низкой энергии показаны штрих пунктирной линией (13). Во всех скважинах выполняют забивку щебнем инертной горной породы от верхних концов верхних колонок ВВ до устья скважин.
Взрывные скважины в рядах 1 и 8 бурятся на средней или номинальной линии удельного сопротивления (8) и с интервалом (не в плоскости фигуры) 7,5 и 9 м соответственно. В эти скважины в ряду 1 закладывают колонку длиной 45 м второго ВВ (6) с плотностью 1050 кг/м3, следующей выполняют забивку щебнем инертной горной породы до устья скважин, таким образом создавая буферную зону (11) низкой энергии спереди (поверхность забоя) с удельным расходом ВВ около 0,87 кг ВВ/м3 невзорванной породы в этих зонах. В скважины в ряду 8 закладывают колонку длиной 45 м третьего ВВ (15) типа игданита с плотностью 850 кг/м3, следующей выполняют забивку щебнем инертной горной породы до устья скважин таким образом создавая буферную зону (14) низкой энергии) сзади (уступ) с удельным расходом ВВ около 0,6 кг ВВ/м3 невзорванной породы. Буферный ряд спереди (поверхность забоя) предотвращает чрезмерный разлет осколков породы, задний буферный ряд (смежный с уступом) создает защиту уступа от воздействия зоны высокой энергии. Ряд 1 не содержит слоя высокой энергии для предотвращения разлета осколков породы с открытой поверхности зоны взрыва, а ряд 8 является смежным с новым уступом и, таким образом, также не содержит слоя высокой энергии, таким образом предотвращая чрезмерные повреждения нового уступа. Новый уступ выполняют с использованием методики, общеизвестной как выравнивание борта карьера. В данном примере выравнивание (10) борта карьера инициируют как отдельный взрыв за несколько дней перед взрывом ряда скважин с легкими зарядами на интервале 4 м с закладкой двух ярусов по 60 кг ВВ каждый, причем ярусы разделяет пневмоколонка. В общем, несколько, например 5-10, скважин выравнивание борта карьера подрывают одновременно, с группами таких скважин, разделенными миллисекундными задержками, порядка 25 мс. Альтернативно, выравнивание борта карьера можно также инициировать в том же цикле бурения, загрузки и взрыва, что и взрыв выброса породы, обычно по меньшей мере за 100 мс перед инициированием ближайшей взрывной скважины в ряду 8.
Взрыв выброса породы инициируют с использованием электрических или не электрических детонаторов X. Детонаторы находятся вблизи дна взрывных скважин. Поскольку колонки первого и второго ВВ устанавливают с примыканием в данных взрывных скважинах, имеющих обе колонки, только один детонатор требуется в данных взрывных скважинах. Зона высокой энергии обеспечивает улучшенный сброс вскрыши в конечное положение отвала, а также мелкое дробление для улучшения производительности последующего удаления вскрыши механическими экскаваторами с контролем разлета осколков породы и повреждений уступа и подошвы зоны взрыва, которая здесь лежит на извлекаемом угольном пласте (7). Номинальные задержки времени инициирования между рядами скважин, показанного под каждым рядом на фигуре, составляют 250 мс с использованием задержки времени инициирования между скважинами вдоль рядов (не показано, не лежат в плоскости фигуры), составляющими 10 мс в ряду 1, 5 мс в рядах 2
6, 15 мс в ряду 7 и 25 мс в ряду 8.
Данный взрыв выброса породы высокой энергии смоделировали с использованием усовершенствованной модели взрыва под названием SoH. Результаты моделирования показаны на фиг. 13, в верхней части фигуры показан взрыв выброса породы в движении, и в нижней части фигуры показан завершенный взрыв выброса породы. Продемонстрировано, что взрыв не дает неконтролируемого разлета осколков горной породы или выпуска горной породы из участка взрыва, но при этом дает в результате необычно высокий уровень выброса взрыва. Из модели измеренный процент материала, выброшенного в конечное положение в отвале, известное как "процент выброса", превышал 55%, для сравнения обычный взрыв выброса породы в аналогичной геометрии взрыва и добываемой горной породе дает только около 25% выброса.
Другой вариацией данного примера является в том же цикле бурения, загрузки и взрыва использование так называемой зоны "стоячего" взрыва ниже зоны взрыва выброса породы, содержащей слой высокой энергии. Использование такой зоны стоячего взрыва ниже зоны взрыва выброса породы раскрыто в WO 2005/052499. В такую зону стоячего взрыва должны закладывать ВВ с удельным расходом ВВ по меньшей мере в два раза ниже, чем в слое высокой энергии; например меньше 1 кг ВВ на кубический метр невзорванной породы в данном слое. Стоячий взрыв должен создавать другой слой низкой энергии, данный слой находится между извлекаемым угольным пластом и слоем высокой энергии взрыва выброса породы над ним.
Пример 11.
Данный пример получен на большом медном руднике в Южной Америке. Обычно на руднике используют высоту уступа в 16 м. Для максимизации продуктивности способ взрыва высокой энергии применяется здесь в ситуации двойного уступа, таким образом используют высоты уступа в 32 м для каждого взрыва. На фиг. 14 показан использованный вариант осуществления изобретения с вертикальной и горизонтальной глубиной поля взрыва в метрах, в 32 м уступе (1), содержащем тринадцать рядов (2) по тридцать взрывных скважин в ряду, каждую с номинальным диаметром 311 мм. В данном поле взрыва имеется зона высокой энергии, содержащая все ряды. Средние или номинальные линии (3) наименьшего сопротивления и интервалы (не лежат в плоскости фигур) в данной зоне составляют 5 и 5 м соответственно. Полные глубины (4) взрывных скважин составляют около 33 м, использован перебур на 1 м ниже проектной глубины подошвы уступа, находящейся в 32 м от поверхности. В скважины в каждом ряду закладывают колонку длиной 17 м первого ВВ (5) с плотностью 1250 кг/м3. В каждую скважину также закладывают колонку длиной 4 м инертного забоечного материала (7) над первым ВВ и затем колонку длиной 6 м второго ВВ (6) с плотностью 1250 кг/м3. Данное второе ВВ имеет тип и плотность, одинаковую с первым ВВ, соответствующую рецептуре тяжелого игданита. Во всех взрывных скважинах выполняют забойку от верха самой верхней колонки ВВ до поверхности инертным забоечным материалом (8).
Данная загрузка создает удельный расход ВВ около 5,1 кг ВВ на м3 невзорванной породы в слое высокой энергии, который проходит от основания или расчетной подошвы поля взрыва до верха колонок первого ВВ в 17 м от дна взрывных скважин. Также создается удельный расход ВВ около 1,81 кг ВВ на м3 невзорванной породы в слое низкой энергии, который проходит от верха колонок первого ВВ на 17 м от дна взрывных скважин до верхних концов устья взрывных скважин на поверхности подрыва. При этом создается удельный расход ВВ в слое низкой энергии в 2,8 раз меньше, чем в слое высокой энергии. Удельный расход ВВ в слое высокой энергии, который образован в данном изобретении, ограничен плоскостями, соединяющими нижние концы взрывных скважин и плоскостями, соединяющими верхние концы колонок первого ВВ, вычисления выполняют, учитывая закладку 2057 кг в каждую колонку первого ВВ и объем невзорванной породы (5 х 5 х 16 м), или 400 м3 невзорванной породы на скважину. Удельный расход ВВ в слое низкой энергии, который, как описано в данном изобретении, ограничен верхом слоя высокой энергии и плоскостями, соединяющими верхние или устьевые концы смежных взрывных скважин (в данном варианте верх уступа), вычисляют с учетом закладки 725 кг в каждой колонку второго ВВ и объема невзорванной породы (5 х 5 х 16 м), или 400 м3 невзорванной породы на скважину. Массив буферного материала, содержащий ранее взорванную горную породу, показан более темным серым тоном, проходящим от взрывного забоя (на отметке 0 м).
Также на фиг. 14 показаны номинальные значения времени инициирования в скважинах (задержки между рядами) в миллисекундах на детонаторах X с использованием задержки между скважинами вдоль рядов (не показано, не лежат в плоскости фигуры) 25 мс.
В данном примере взрыв инициируют с использованием электродетонаторов в каждом ярусе ВВ, указанных крестом на фигуре, с заданными задержками между скважинами и между рядами. Вместе с тем ярусы в слое высокой энергии инициируют после задержки 4000 мс после инициирования ближайшего яруса в слое низкой энергии. В данном варианте ближайшими ярусами в слое низкой энергии к ярусам в слое высокой энергии являются ярусы, находящиеся в тех же взрывных скважинах. На фиг. 15 и 16 показан смоделированный результат действия конструкции с использованием модели SoH взрыва. На фиг. 15 показан верхний слой низкой энергии, подрываемый с максимальным вертикальным смещением только около 8 м. На фиг. 16 показан нижний слой высокой энергии, подрываемый через четыре секунды
после слоя низкой энергии. Максимальное вертикальное смещение здесь также составляет только около 8 м. Видно, что отличный контроль получен с использованием данного варианта осуществления изобретения, обеспечивающий удельный расход ВВ свыше 5,1 кг/м3 невзорванной породы в слое высокой энергии.
Специалисту в данной области техники должно быть понятно, что слои высокой и низкой энергии примеров 3, 4b, 5-11 можно также получить с помощью различных других комбинаций диаметров взрывных скважин, плотностей ВВ и длин колонок и линий удельного сопротивления и интервалов взрывных скважин при условии, что в слое высокой энергии удельный расход ВВ составляет по меньшей мере 1,75 кг ВВ на кубический метр невзорванной породы, и в слое низкой энергии удельный расход ВВ по меньшей мере вдвое ниже слоя высокой энергии. В примерах 3, 4b, 6-11 слои высокой и низкой энергии можно получить, применяя одну из методик примера 5, а именно, используя увеличенные диаметры на участках взрывных скважин в слое высокой энергии и уменьшенные диаметры на участках взрывных скважин в слое низкой энергии. Альтернативно, отдельные скважины увеличенного диаметра можно использовать для создания слоя высокой энергии и отдельные взрывные скважины уменьшенного диаметра можно использовать для создания слоя низкой энергии.
Специалисту в данной области техники должно быть ясно, что изобретение, описанное в данном документе, может иметь изменения и модификации, отличающиеся от конкретно описанных. Следует понимать, что изобретение включает в себя все такие изменения и модификации, относящиеся к его сущности и объему. Изобретение также включает в себя все этапы и признаки, названные или указанные в данном описании, индивидуально или вместе, и любые и все комбинации любых двух или больше этапов или признаков.
Ссылка в данном описании на любую известную публикацию (или информацию из нее) или любой известный факт не должна приниматься как уведомление или допущение или любую форму указания, что известная публикация (или информация из нее) или известный факт составляют часть общеизвестной информации в области знаний, к которой данное описание относится.
Во всем данном описании и следующей формуле изобретения, если по контексту иное не требуется, слово "содержит" и вариации, такие как "содержат" и "содержащий", следует понимать с включением указанного целого числа или этапа или группы целых чисел или этапов, но не исключение любого другого целого числа, или этапа, или группы целых чисел или этапов.
ФОРМУЛА ИЗОБРЕТЕНИЯ
1. Способ дробления и растрескивания горной породы для последующего дробления и добычи минералов, отличающийся тем, что содержит бурение взрывных скважин в зоне взрыва, размещение взрывчатого вещества во взрывных скважинах и затем подрыв взрывчатого вещества во взрывных скважинах в одном цикле бурения, размещения и взрыва, при этом зона взрыва содержит зону взрыва высокой энергии, в которой взрывные скважины частично загружаются первым взрывчатым веществом для создания слоя высокой энергии зоны взрыва высокой энергии с удельным расходом взрывчатого вещества, составляющим по меньшей мере 1,75 кг взрывчатого вещества на кубический метр невзорванной породы в слое высокой энергии, и, по меньшей мере, некоторые из взрывных скважин также загружаются вторым взрывчатым веществом для создания слоя низкой энергии зоны взрыва высокой энергии, слой высокой энергии расположен ниже слоя низкой энергии, причем в слое низкой энергии удельный расход взрывчатого вещества по меньшей мере в два раза меньше удельного расхода взрывчатого вещества в слое высокой энергии, причем этап взрыва в зоне высокой энергии содержит последовательный подрыв взрывчатого вещества в слоях высокой и низкой энергии, при этом первое взрывчатое вещество в слое высокой энергии подрывают после второго взрывчатого вещества в слое низкой энергии.
2. Способ по п.1, в котором в слое низкой энергии удельный расход взрывчатого вещества составляет не более 2 кг второго взрывчатого вещества на кубический метр невзорванной породы в слое низкой энергии.
3. Способ по п.1, в котором в слое низкой энергии удельный расход взрывчатого вещества составляет не более 1,5 кг второго взрывчатого вещества на кубический метр невзорванной породы в слое низкой энергии.
4. Способ по любому из пп.1-3, в котором слой низкой энергии имеет глубину или толщину в направлении перпендикуляра от слоя высокой энергии, составляющую по меньшей мере 2 м.
5. Способ по любому из пп.1-4, в котором в слое высокой энергии удельный расход взрывчатого вещества составляет по меньшей мере 2 кг первого взрывчатого вещества на кубический метр невзо-рванной породы в слое высокой энергии.
6. Способ по любому из пп.1-4, в котором в слое высокой энергии удельный расход взрывчатого вещества составляет по меньшей мере 2,5 кг первого взрывчатого вещества на кубический метр невзо-рванной породы в слое высокой энергии.
7. Способ по любому из пп.1-6, в котором в слое высокой энергии удельный расход взрывчатого вещества составляет до 20 кг первого взрывчатого вещества на кубический метр невзорванной породы в слое высокой энергии.
1.
8. Способ по любому из пп.1-7, в котором, по меньшей мере, взрывные скважины в зоне высокой энергии, в которых размещаются первое и второе взрывчатые вещества, имеют участок первого диаметра, в котором размещают первое взрывчатое вещество, и участок второго диаметра, в котором размещают второе взрывчатое вещество, при этом первый диаметр больше второго диаметра.
9. Способ по любому из пп.1-8, в котором первое взрывчатое вещество относительно второго взрывчатого вещества имеет по меньшей мере одно из: большую плотность, большую энергию взрыва на единицу массы и большую скорость детонации при взрыве, чем второе взрывчатое вещество.
10. Способ по любому из пп.1-8, в котором первое взрывчатое вещество является аналогичным второму взрывчатому веществу.
11. Способ по любому из пп.1-10, в котором, по меньшей мере, некоторые взрывные скважины в зоне высокой энергии, в которых размещают первое и второе взрывчатые вещества, имеют по меньшей мере один инертный ярус забойки или воздуха в слое низкой энергии.
12. Способ по любому из пп.1-11, в котором присутствуют взрывные скважины в зоне высокой энергии, в которых размещают первое взрывчатое вещество, но не второе взрывчатое вещество, и причем указанные взрывные скважины имеют по меньшей мере один инертный ярус забойки или воздуха в слое низкой энергии между слоем высокой энергии и концом указанных взрывных скважин выше слоя высокой энергии.
13. Способ по любому из пп.1-12, в котором взрыв второго взрывчатого вещества в слое низкой энергии создает оболочку из взорванного материала поверх слоя высокой энергии.
14. Способ по п.13, в результате которого в зоне взрыва высокой энергии остается горная порода, взорванная в зоне взрыва.
15. Способ по любому из пп.1-14, в котором любой заряд взрывчатого вещества, подлежащий подрыву в слое высокой энергии, подрывают по меньшей мере через приблизительно 500 мс после подрыва ближайшего заряда взрывчатого вещества в слое низкой энергии.
16. Способ по п.15, в котором первый заряд взрывчатого вещества, подлежащий подрыву в слое высокой энергии, подрывают по меньшей мере через приблизительно 500 мс после подрыва последнего заряда взрывчатого вещества в слое низкой энергии.
17. Способ по любому из пп.1-16, в котором взрыв выполняют в руднике открытой разработки, в котором взрывные скважины проходят вниз.
18. Способ по п.17, в котором первое взрывчатое вещество в слое высокой энергии смещено от дна взрывной скважины или от проектного уровня подошвы зоны взрыва в зоне взрыва высокой энергии.
19. Способ по п.18, в котором, по меньшей мере, некоторые взрывные скважины в зоне взрыва высокой энергии, загруженные первым взрывчатым веществом, также загружаются дополнительным взрывчатым веществом для создания второго слоя низкой энергии между слоем высокой энергии и дном взрывных скважин в зоне взрыва высокой энергии, причем второй слой низкой энергии имеет удельный расход взрывчатого вещества по меньшей мере в два раза меньше удельного расхода взрывчатого вещества в слое высокой энергии.
20. Способ по п.19, в котором во втором слое низкой энергии удельный расход взрывчатого вещества составляет не более 1,5 кг взрывчатого вещества на кубический метр невзорванной породы во втором слое низкой энергии.
21. Способ по любому из пп.1-13, 15-20, в котором взрыв выполняют в подземном руднике и первое и второе взрывчатые вещества размещают соответственно ближе к устью взрывных скважин и ко дну взрывных скважин.
22. Способ по п.21, в котором первое взрывчатое вещество в слое высокой энергии смещено от устья взрывных скважин в зоне взрыва высокой энергии.
23. Способ по п.22, в котором, по меньшей мере, некоторые взрывные скважины в зоне взрыва высокой энергии, загруженные первым взрывчатым веществом, также загружаются дополнительным взрывчатым веществом для создания второго слоя низкой энергии между слоем высокой энергии и устьем взрывных скважин в зоне взрыва высокой энергии, причем второй слой низкой энергии имеет удельный расход взрывчатого вещества по меньшей мере в два раза меньше удельного расхода взрывчатого вещества в слое высокой энергии.
24. Способ по п.23, в котором во втором слое низкой энергии удельный расход взрывчатого вещества составляет не более 1,5 кг взрывчатого вещества на кубический метр невзорванной породы во втором слое низкой энергии.
25. Способ по любому из пп.1-24, в котором зона взрыва имеет периметр и зона взрыва высокой энергии изолирована от указанного периметра зоной взрыва низкой энергии, содержащей взрывные скважины, которые бурят, загружают и взрывают в одном цикле, причем взрывные скважины в зоне взрыва низкой энергии загружаются взрывным веществом для обеспечения удельного расхода взрывчатого вещества, который по меньшей мере в два раза меньше удельного расхода взрывчатого вещества зоны взрыва высокой энергии.
26. Способ по п.25, в котором в зоне взрыва низкой энергии удельный расход взрывчатого вещества составляет не более 1,5 кг взрывчатого вещества на кубический метр невзорванной породы в зоне взрыва
10.
низкой энергии.
27. Способ по п.25 или 26, в котором зона взрыва низкой энергии обеспечивает буферную зону между зоной взрыва высокой энергии и задним периметром взрывной скважины.
28. Способ по любому из пп.25-27, в котором зона взрыва имеет свободную поверхность и зона взрыва низкой энергии обеспечивает буферную зону между зоной взрыва высокой энергии и свободной поверхностью.
29. Способ по любому из пп.25-28, в котором зона взрыва низкой энергии проходит полностью вокруг зоны взрыва высокой энергии.
30. Способ по любому из пп.25-29, в котором взрывчатое вещество в зоне взрыва высокой энергии подрывают в соответствии по меньшей мере с одним из следующего:
после подрыва, по меньшей мере, ближайшего взрывчатого вещества в зоне взрыва низкой энергии, по меньшей мере через приблизительно 500 мс после подрыва, по меньшей мере, ближайшего взрывчатого вещества в зоне взрыва низкой энергии,
после подрыва всего взрывчатого вещества в зоне взрыва низкой энергии и
по меньшей мере через приблизительно 500 мс после подрыва всего взрывчатого вещества в зоне взрыва низкой энергии.
31. Способ по любому из пп.25-30, дополнительно включающий формирование уступа для образования заднего периметра зоны взрыва.
32. Способ по п.31, в котором уступ формируют посредством взрыва, инициированного в одном цикле бурения, загрузки и взрыва.
31.
31.
31.
31.
31.
31.
Евразийская патентная организация, ЕАПВ Россия, 109012, Москва, Малый Черкасский пер., 2
025642
025642
- 1 -
- 1 -
(19)
025642
025642
- 1 -
- 1 -
(19)
025642
025642
- 1 -
- 1 -
(19)
025642
025642
- 4 -
- 3 -
025642
025642
Пример 3.
- 7 -
- 8 -
025642
025642
- 10 -
- 10 -
025642
Пример 8.
025642
Пример 8.
- 12 -
- 12 -
025642
Пример 9.
025642
Пример 9.
- 13 -
- 13 -
025642
025642
- 14 -
- 14 -
025642
025642
- 19 -
- 19 -
025642
025642
- 20 -
025642
025642
- 23 -
- 23 -
025642
025642
- 24 -
- 24 -
|
