ПОВЫШЕНИЕ ЭФФЕКТИВНОСТИ ПРОЦЕССА ПОДГОТОВКИ ГОРНОЙ МАССЫ К ВЫЕМКЕ ЗА СЧЕТ ПРИМЕНЕНИЯ НОВЫХ ПАРАМЕТРОВ ТЕХНОЛОГИИ БУРОВЗРЫВНЫХ РАБОТ

УДК 622.23.02

ПОВЫШЕНИЕ ЭФФЕКТИВНОСТИ ПРОЦЕССА ПОДГОТОВКИ ГОРНОЙ МАССЫ К ВЫЕМКЕ ЗА СЧЕТ ПРИМЕНЕНИЯ НОВЫХ ПАРАМЕТРОВ ТЕХНОЛОГИИ БУРОВЗРЫВНЫХ РАБОТ

А.А. Галимьянов, А.А. Соболев

Приведены результаты исследований, направленных на создание необходимых условий и фундаментов для повышения производительности и безопасности процесса подготовки горной массы к выемке. Описан новый метод производства буровзрывных работ, основанный на дифференцированном взрывании скважинных зарядов, путем их рассредоточения инертными промежутками из твердых материалов на внутрисква-жинные интервальные заряды при использовании метода прямого инициирования. Увеличение объемов взрывных блоков посредством раздельного инициирования как самих скважин, так и скважинных промежутков из взрывчатого вещества при уменьшении количества единовременно взрываемого заряда снижает уровень негативных факторов от производства взрыва, таких как ударно-воздушная и сейсмические волны, разлет отдельных кусков горной массы. В том числе наблюдается повышение выхода горной массы с одного погонного метра при увеличении сетки скважин, способствуя при этом облегчению перемещения буровой установки и зарядных машин по блоку. Проведены и представлены расчет, анализ и оценка влияния предлагаемых новых параметров и технологии буровзрывных работ на эффективность процесса подготовки горной массы к выемке.

Ключевые слова: буровзрывные работы, взрывной блок, взрывная скважина, инертные промежутки, внутрискважинное и между скважинное замедление, сква-жинный заряд.

Введение

За последние десятилетия в горнодобывающей промышленности наблюдается тренд постоянного роста объемов добычи полезных ископаемых и производительности труда [1 - 4], что диктует необходимость интенсификации всех производственных процессов. Начальным процессом добычи твердого полезного ископаемого является подготовка горной массы к выемке, с помощью разрушения горной породы. Несмотря на развитие без взрывных технологий разрушения скальных горных пород [5, 6], характеризующихся пределом прочности на одноосное сжатие в куске (образце) более 50 МПа, практически единственным высоко эффективным способом на сегодняшний день и на ближайшую перспективу является буровзрывной способ [7]. Несмотря на достигнутый прогресс в области проведения буровзрывных работ (БВР) [8 - 10] он по-прежнему требует особого подхода, ввиду своей значимости, сложности, многофакторности и опасности. В связи с этим задача проведения перманентных исследований в поисках новых высокоэффективных методов и способов подготовки массива горных пород к выемке остается весьма актуальной.

Ввиду постоянного наращивания производственных объемов на горных предприятиях сложилась тенденция увеличения одновременно взрываемых зарядов при применении традиционной схемы поскваженного инициирования, что приводит к повышению негативного влияния сопутствующих взрыванию опасных факторов, таких как, сейсмические и ударно-воздушные волны [11], облака вредных газов, разлет кусков горной массы, в результате чего снижается устойчивость бортов карьеров и угольных разрезов, происходит нарушение конструкций близлежащих зданий, сооружений и их фундаментов, увеличивается расчетное и фактическое безопасное расстояние по разлету кусков отбитой породы [12], которое на некоторых предприятиях составляет более 1 км (на примере условий разрезов «Буреинский» и «Правобережный» предприятия «Ургалуголь» [13]).

В свою очередь, планирование взрывов сравнительно малых размеров блоков, менее 100 тыс. м3, в настоящее время, вызывает существенные технические сложности из-за необходимости проведения большого количества массовых взрывов в месяц, что существенно сказывается на снижении производительности горного оборудования в результате технических простоев обусловленных организацией взрывов [14, 15]. В этой связи рационализация, совершенствование методов и параметров одного из основных процессов горного производства - подготовки горной массы к выемке буровзрывным способом путем уменьшения одновременно взрываемого заряда с одновременным повышением эффективности и производительности процесса - является одним из перспективных научных направлений.

Методы исследования

В целях снижения уровня воздействия негативных факторов взрыва на окружающую среду, повышения производительности горного оборудования предлагается использовать метод дифференцированного распределения заряда в скважине и дифференцированного взрывания горной массы, суть которого заключается в уменьшении одновременно взрываемого заряда с одновременным увеличением объема взрывного блока. Достигается это за счет рассредоточения заряда глубоких скважин инертными промежутками из твердых материалов, с дальнейшим раздельным инициированием рассредоточенных зарядов. При этом, должна взрываться не традиционно каждая отдельно взятая скважина, а рассредоточенные по ее длине внутрискважинные интервалы зарядов (далее ВИЗ) схематично изображенные на рис. 1., тем самым в разы снижая количество одновременно взрываемого взрывчатого вещества, относительно традиционной посква-жинной схемы инициирования.

Предлагаемая рациональная технология предполагает дифференцированного взрывание с внутрискважинным замедлением при помощи неэлектрической системы инициирования и формированием инертных промежутков из твердого материала - бурового шлама, пенобетона либо другого материала, с плотностью примерно равной плотности заряда, но не

меньше плотности взрывчатого вещества (ВВ) в обводненной скважине. Инициирование внутрискважинных интервальных зарядов, предлагается прямое - от устья к забою скважины. Интервалы внутрискважинных замедлений рассчитываются таким образом, чтобы каждый последующий ВИЗ относительно верхнего, работал на уже подготовленную - раздробленную верхнюю зону. В табл. 1 приводятся расчетные значения времени срабатывания ВИЗ взрывного блока, согласно предлагаемой схемы размещения скважинных зарядов (рис. 1).

Таблица 1

Расчетные значения времени срабатывания внутрискважинных

интервальных зарядов

Номер ряда Номер заряда и скважины Время замедления скважинной сети при традиционном методе взрывания с нулевым внутри скважинным замедлением, мс Время замедления внутрискважинных интервальных зарядов при новом методе взрывания, мс

ВИЗ-1 ВИЗ-2 ВИЗ-З

1 1/1. 0 500 1000 1500

1/2. 42 542 1042 1542

1/3. 84 584 1084 1584

1/4. 126 626 1126 1626

1/5. 168 668 1168 1668

2 2/1. 67 567 1067 1567

2/2. 109 609 1109 1609

2/3. 151 651 1151 1651

2/4. 193 693 1193 1693

2/5. 235 735 1235 1735

3 3/1. 134 634 1134 1634

3/2. 176 676 1176 1676

3/3. 218 718 1218 1718

3/4. 260 760 1260 1760

3/5. 302 802 1302 1802

4 4/1. 201 701 1201 1701

4/2. 243 743 1243 1743

4/3. 285 785 1285 1785

4/4. 327 827 1327 1827

4/5. 369 869 1369 1869

5 5/1. 268 768 1268 1768

5/2. 310 810 1310 1810

5/3. 352 852 1352 1852

5/4. 394 894 1394 1894

5/5. 496 936 1436 1936

Для анализа эффективности и безопасности применения предлагаемой технологии рассчитываем и сравниваем основные параметры при взрыве, такие как:

- изменение величины радиуса негативных воздействий (ударно-воздушная - Гв и сейсмическая волна - Тс, разлет отдельного куска - Гразл,) взрыва блока со сплошным-традиционным зарядом и рассредоточенным на два и три ВИЗ;

- зависимость выхода горной массы с одного погонного метра и удельного расхода ВВ от количества ВИЗ при одинаковой высоте уступа.

Рис. 1. Схема расположения внутрискважинных интервальных зарядов при новом методе взрывания

Коэффициент заполнения скважин дифференцированного заряда равен отношению длины верхнего внутрискважинного интервального заряда к длине части скважины, считая от устья до нижней части ВИЗ, так как ВИЗ взрываются отдельно друг от друга, начиная с верхнего.

Расстояние Гразл (м), безопасное для людей по разлету отдельных кусков породы при взрывании скважинных зарядов, рассчитанных на раз-

рыхляющее (дробящее) действие, радиус опасной зоны по действию ударно-воздушной волны определялись согласно [16-18], при этом количество групп N скважинных зарядов взрываемых одновременно принимается за единицу, так как условно замедление между всеми скважинным зарядами, включая ВИЗ более 50 мс, а именно рассматривается такая схема монтажа взрывной сети, при которой каждая скважина и интервальный заряд взрывается отдельно.

При неодновременном взрывании N внутрискважинных интервальных зарядов взрывчатых веществ общей массой Q со временем замедления между взрывами каждого заряда не менее 20 мс, сейсмически безопасное расстояние для зданий сооружений определяется согласно источника [17]. Результаты расчета основных параметров БВР для новой технологии представлены в табл. 2.

Для сравнительного расчета основных параметров традиционного и дифференцированного способов взрывания, были приняты параметры, методы их определения, используемые на горных предприятиях РФ в соответствии с существующем законодательством [16-18 и др.] и следующие усредненные исходные данные:

- высота уступа Нуст=30 м (const), скважины сухие, используемое ВВ - Гранулит М;

- порода - гранит, гранодиорит;

- коэффициент крепости по шкале М.М. Протодьяконова - 10;

- средняя плотность породы - 3000 кг/м3;

- расчетный удельный расход ВВ заряда рыхления, f - 0,7 кг/м3;

- внутрискважинный интервальный заряд равен 1/3 общей длины

заряда;

- количество ВИЗ - 3 шт;

- перебур скважины рассчитывается по формуле треста «Со-юзвзрывпром»:

lnep = 0,5qW,

где W- величина сопротивления по подошве.

С учетом взаимодействия зарядов, W определяем, принимая во внимание коэффициент их сближения m, по формуле:

W = Wod (1,6 - 5m),

где m - коэффициент сближения скважин (формула справедлива при m<1,2), а Wod - величина сопротивления одиночной скважины, вычисляется по формуле:

Wod =

Ь» '

где p - вместимость ВВ в1 м скважины, кг/м3, qp - проектный расчетный расход ВВ, кг/м3.

Таблица 2

Результаты расчета параметров БВР для традиционной и новой _технологий взрывания_

Способ ведения БВР

№ Параметры БВР Традиционный способ Новый дифференцированный способ

1 ВИЗ 2 ВИЗ 3 ВИЗ

1 Количество равных по длине внутрискважинных интервальных зарядов (ВИЗ), шт 1 2 3

2 Коэффициент крепости пород, f 10 10 10

3 Высота уступа hу, м 30 30 30

4 Сетка скважин квадратная Квадратная квадратная

5 Диаметр скважины dс, м 0,25 0,27 0,3

6 Перебур скважин, м 2,9 3,0 3,1

7 Глубина скважин, м 32,9 33,0 33,1

8 Общая длина промежутков из пенобетона, м 3,0 6,0

9 Наименование ВВ Гранулит М

10 Насыпная плотность ВВ, кг/м3 900 900 900

11 Вместимость ВВ в 1 м скважины р, кг 44,2 51,5 63,6

12 Величина сопротивления по подошве для одиночной скважины, Wод, м 8,2 9,4 11,3

13 Коэффициент сближения зарядов 1,0 1,0 1,0

14 Величина сопротивления по подошве с учетом взаимодействия зарядов, W, м 9,1 10,4 12,4

15 Удельный расход ВВ, принятый условно по справочнику Кутузова Б.Н., исходя из крепости породы, кг/м3 0,65 0,58 0,5

16 Количество ВВ на скважину, кг 1248 1347,456 1440,6

17 Общая длина заряда, м 28,3 26,2 22,7

18 Длина внутрискважиного интервального заряда, м 28,3 13,1 7,6

19 Масса ВИЗ, кг 1248,0 673,7 480,2

20 Длина забойки, м 4,7 3,8 4,4

21 Свободная от заряда верхняя часть скважины, 1н 4,7 3,8 4,4

22 Расстояние между скважинами, м 8,0 8,8 9,8

23 Расстояние между рядами, м 8,0 8,8 9,8

24 Выход ВГМ с одной скважины, м3 1920,0 2323,2 2881,2

25 Выход ВГМ с 1 п.м. скважины, м3 58,3 64,5 73,7

26 Расстояние Гразл, безопасное для людей по разлету кусков, м 75 66 54

27 Коэффициент заполнения скважин ВВ 0,86 0,77 0,63

28 Коэффициент заполнения скважин забойкой 1 1 1

29 Интервал замедления между группами зарядов более 50 мс

Окончание табл. 2

Количество групп из N скважинных зарядов, взрываемых одновременно 1 1 1

При взрывании ВИЗ-первого от устья Кз - коэффициент, значение которого зависит от отношения длины забойки к диаметру скважины 0,002 0,003 0,003

Отношение длины забойки к диаметру скважины, ЬабМ 18,7 14,2 14,8

Qэ -эквивалентная масса заряда, кг 0,265 0,501 0,687

гв -радиус ударно-воздушной волны на застекление, м 27 41 51

При взрывании ВИЗ-2 второго от устья Кз - коэффициент, значение которого зависит от отношения длины забойки к диаметру скважины (т.к. значение 1забМ по нормативу максимум 20, то Кз для столбцов 4,5 принимаем приближенно в соответствии с фактическим значением ЬабМ) 0,002 0,00015 0,0002

Отношение длины забойки к диаметру скважины, ЬабМ 18,7 73,8 50,0

Qэ -эквивалентная масса заряда, кг 0,265 0,025 0,046

гв -радиус ударно-воздушной волны на застекление, м 6 8

При взрывании ВИЗ-3 третьего от устья Кз - коэффициент, значение которого зависит от отношения длины забойки к диаметру скважины (т.к. значение ЬабМ по нормативу максимум 20, то Кз для столбцов 4,5 принимаем приближенно в соответствии с фактическим значением ЬабМ) 0,002 0,00015 0,0001

Отношение длины забойки к диаметру скважины, ЬабМ 18,7 73,8 85,2

Qэ -эквивалентная масса заряда, кг 0,265 0,025 0,023

гв -радиус ударно-воздушной волны на застекление, м 5

г с - безопасное расстояние по сейсмическому воздействию зарядов ВВ, м 108 88 78,31

N - количество одновременно взрываемого заряда, шт 1 1 1

Кг - коэффициент, зависящий от свойств грунта в основании охраняемого здания (сооружения), Кг 5 5 5

Кс - коэффициент, зависящий от типа здания (сооружения) и характера застройки 2 2 2

а - коэффициент зависящий от условий взрывания (взрыв на рыхление) 1 1 1

Согласно проведенному расчету, представленному в табл. 2, установлено, что с увеличением количества ВИЗ уменьшается расстояние, безопасное для людей по разлету отдельных кусков горной массы (рис. 2) при Нуст=сопБ1;.

Рис. 2. График зависимости безопасного расстояния для людей по разлету кусков от количества ВИЗ при НУст=сот1

Также зафиксировано уменьшение значения радиуса воздействия ударно-воздушной волны с увеличением количества ВИЗ (рис. 3), при Нуст=сопБ1;.

Рис. 3. График зависимости радиуса ударно-воздушной волны на застекление от места заложения ВИЗ по глубине

По факту произведенного расчета (табл. 2) зафиксировано уменьшение значения безопасного расстояния по сейсмическому воздействию от взрыва зарядов с увеличением количества ВИЗ (рис. 4), при Нуст=еопв1.

120

Г

0 а

И 110 £ г

и >5

01

и 100

О 2

I 1 I Ь

0 >5

и Ч то т и О со

01 О X и ТО

01 Ю

90

80

70

60

108

у = -14,678х + 120,57

88

78,31

12 3

Количество равных по длине ВИЗ, шт

Рис. 4. График зависимости безопасного расстояния по сейсмическому воздействию от количества ВИЗ при НУст=сот1

75,0

73,7

70,0

о

X

и

Л УО

и

то

ш г

65,0

о

X

£1 О

о

X

ей

60,0

55,0

50,0

у = 7,7048х + 50,085

58,3

-1-1-г-

12 3

Количество равных по длине ВИЗ, шт

Рис. 5. График зависимости выхода горной массы с одного погонного метра скважины от количества ВИЗ, при Нуст=сот1

Также согласно проведенному расчету зафиксировано увеличение выхода горной массы с одного погонного метра взрывной скважины

0

0

4

(рис. 5) и снижение удельного расхода ВВ (рис. 6) с повышением количества ВИЗ, при Нуст=сот1.

0,7

^ 0,65

*

И 0,6

со

5

2 0,55

ГО

о.

г о,5

I

.с

01

0,4

0 12 3 4

Количество равных по длине ВИЗ, шт

Рис. 6. График зависимости удельного расхода ВВ от количества ВИЗ

при Нуст=СОШ1

Таким образом применяя совместно междускважинное и внутрис-кважинное замедление, возможно максимально уменьшить одновременно взрываемое количество заряда, а значит максимально снизить негативное воздействие сейсмических и ударно-воздушных волн. Также при этом уменьшается разлет кусков породы горной массы и пылегазовое облако, за счет того, что первый взрываемый от поверхности слой является естественным демпфером для последующих взрываемых слоев из ВИЗ.

Результаты исследований и их обсуждение

Результаты проведенного исследования показывают, что с увеличением количества внутрискважинных интервальных зарядов при Нует=сопв1 при определенных расчетных параметрах БВР, снижается величина радиуса негативных факторов взрыва (гразл, Гв, Гс), а также удельный расход ВВ, при этом повышается выход горной массы с одного погонного метра.

Учитывая вышеперечисленные факторы, а также созданные условия для увеличения глубины и диаметра скважин при применении внут-рискважинных и между скважинных замедлений, появляется возможность в разы увеличить объемы взрываемых блоков, улучшив при этом экономические показатели горноподготовительных и горновыемочных работ при снижении уровня риска негативных событий и последствий от производства взрывных работ. Увеличением среднего размера взрывного блока и его глубины, сокращается в разы количество взрывов и операций, связанных с подготовкой массовых взрывов, в том числе перестановки буровых установок и зарядной техники.

Данный расчет параметров буровзрывных работ для разных блоков является ориентировочным из-за неоднородности взрываемого массива и уникальности геолого-структурных особенностей каждого месторождения. Каждый массив отличается от другого по степени трещиноватости, характеристикам пород, обводненности, размерам вмещающих пород и по прочим критериям, в связи с этим применительно к каждому взрываемому массиву при выполнении типового проекта буровзрывных работ должны будут вводиться поправочные коэффициенты на основе геологических данных и результатов экспериментальных и промышленных взрывов, научно-технических разработок, передового производственного опыта внедрения данной технологии взрывных работ в аналогичных условиях, требований правил безопасности.

Для уточнения параметров БВР дифференцированного заряжания и взрывания, оценки эффективности его применения авторы считают необходимым проведение последующих исследований, таких как:

- полигонные испытания и исследования с применением различных внутрискважинных интервалов замедлений, в разных горно-геологических условиях при различных параметрах БВР, в том числе взрывчатых и вспомогательных материалов, а также видах инертных промежутков;

- измерение скорости детонации ВВ и времени начала вылета забоечного материала со скважины, учитывая особенность прямого инициирования зарядов;

- разработка конструкции скважинного затвора для проведения сравнительных испытаний эффективности инертных промежутков (воздушного, водяного, твердого, частично твердого по высоте);

- оценка зависимости скорости и длины воздействия волны сжатия в массиве при производстве взрыва от количества ВИЗ;

- обоснование необходимости применения оконтуривающих скважин;

- определение оптимальных значений внутрискважинных и между скважинных замедлений;

- анализ эффекта от применения демпферных устройств для первого ряда ВИЗ;

- разработка и обоснование метода снижения выхода объема пыле-газового облака изменяя количество ВИЗ;

- опробование совместного и раздельного взрывания (вмещающие породы + полезное ископаемое).

Заключение

Непрерывный рост объемов горных работ и производительности горной техники предопределили необходимость разработки и применения новых прогрессивных методов и способов подготовки массива горных пород к выемке. Промышленное внедрение дифференцированного размещения скважинного заряда с применением внутрискважинных инертных

промежутков, позволит значительно изменить параметры процесса буровзрывных работ в пользу повышения их производительности и эффективности.

Результатом от внедрения предлагаемой технологии будет являться:

- снижение количества взрывов с увеличением количества подготовленной горной массы к выемке за определённый промежуток времени, за счет увеличения объема взрывных блоков;

- снижение уровня воздействия негативных факторов взрыва,

- сокращение времени на проведение операций по организации массовых взрыв, количества и расстояния перегонов выемочного, горнотранспортного и вспомогательного оборудования;

- увеличение сетки бурения, глубины и диаметра взрывных скважин способствует улучшению условий бурения за счет сокращения циклов перемещения буровой и зарядной установок.

Список литературы

1. Mudd G. M. Global trends and environmental issues in nickel mining: Sulfides versus laterites //Ore Geology Reviews. 2010. Т. 38. №. 1-2. С. 9-26.

2. Кондратьев В.Б. Ситуация на мировом рынке угля в период восстановления мировой экономики после кризиса COVID-19 // Горная промышленность. 2020. №4. С. 84-91. DOI: 10.30686/1609-9192-2021-4-84-92.

3. Панков Д.А., Афанасьев В.Я. Добыча и потребление угля в мире: перспективы для российских экспортеров // Уголь. 2020. №11. С.67-70. DOI: 10.18796/0041-5790-2020-11-67-70.

4. Кондратьев В.Б., Попов В.В., Кедрова Г.В. Глобальный рынок меди // Горная промышленность. 2019. №3. С. 80-87. DOI: 10.30686/16099192-2019-3-145-80-87.

5. Zhou H., Xie X., Feng Y. Rock breaking methods to replace blasting // IOP Conference Series: Materials Science and Engineering. - IOP Publishing, 2018. Т. 322. №. 2. С. 022014.

6. Al-Bakri A., Hefni M. A review of some nonexplosive alternative methods to conventional rock blasting // Open Geosciences. 2021. Т. 13. №. 1. С. 431-442.

7. Persson P. A., Holmberg R., Lee J. Rock blasting and explosives engineering. CRC press, 2018.

8. Tian X., Song Z., Wang J. Study on the propagation law of tunnel blasting vibration in stratum and blasting vibration reduction technology // Soil Dynamics and Earthquake Engineering. 2019. Т. 126. С. 105813.

9. Способ разработки месторождений полезных ископаемых полускального и нескального типа: пат. RU 2478788 C1; заявл. 10.04.2013; № 2011133370/03 от 09.08.2011.

10. Roy P. P. Rock blasting: effects and operations. CRC Press, 2005.

11. Lu W. et al. An equivalent method for blasting vibration simulation // Simulation Modelling Practice and Theory. 2011. Т. 19. №. 9. С. 2050-2062.

12. Moomivand H., Vandyousefi H. Development of a new empirical fragmentation model using rock mass properties, blasthole parameters, and powder factor // Arabian Journal of Geosciences. 2020. Т. 13. №. 22. С. 1-17.

13. Соболев А.А., Галимьянов А.А. Анализ изменения технико-экономических показателей буровзрывных работ в зависимости от возрастания глубины разработки угольных месторождений дальнего востока // Уголь. 2022. № 2 (1151). С. 22-25.

14. Leng Z. et al. Evaluation and optimization of blasting approaches to reducing oversize boulders and toes in open-pit mine // International Journal of Mining Science and Technology. 2020. Т. 30. №. 3. С. 373-380.

15. Nourian A., Moomivand H. Development of a new model to predict uniformity index of fragment size distribution based on the blasthole parameters and blastability index // Journal of Mining Science. 2020. Т. 56. №. 1. С. 47-58.

16. Кутузов Б.Н. Методы ведения взрывных работ. М.: Горная книга, 2009. 471 с.

17. Приказ Федеральной службы по экологическому, технологическому и атомному надзору от 3 декабря 2020 г. N 494 "Об утверждении Федеральных норм и правил в области промышленной безопасности "Правила безопасности при производстве, хранении и применении взрывчатых материалов промышленного назначения".

18. Приказ Федеральной службы по экологическому, технологическому и атомному надзору от от 16 декабря 2013 г. N 605 об утверждении федеральных норм и правил в области промышленной безопасности "Правила безопасности при взрывных работах" (в ред. Приказа Ростехнадзора от 30.11.2017 N 518).

Галимьянов Алексей Алмазович, канд. техн. наук, вед. науч. сотр., azot-1977@,mail.ru, Россия, Хабаровск, Институт горного дела Дальневосточного отделения Российской академии наук,

Соболев Алексей Анатольевич, канд. техн. наук, вед. науч. сотр., sobolev@khfrc.ru, Россия, Хабаровск, Институт горного дела Дальневосточного отделения Российской академии наук

IMPROVING THE EFFICIENCY OF MINING BY USING NEW METHOD OF DRILLING AND BLASTING

A.A. Galimyanov, A.A. Sobolev

This article is devoted to the results of research aimed at creating the necessary conditions and foundations to improve the productivity and safety of the drill and blast process. A new method of drilling and blasting operations is described, based on the differentiated blasting of borehole charges by dispersing them with inert intervals of solid materials using the

direct initiation method. An increase in the volume of explosive blocks by means of separate initiation of both the drill holes themselves and the explosives within the drill holes. With a decrease in the amount of the charge being detonated at the same time, reduces the level of negative factors from the explosion, such as shock and seismic waves, flyrock distance. In particular, there is an increase in the output of fragmented rock mass from one linear meter, while facilitating the movement of the drilling rig and charging machines along the block. The calculation, analysis and evaluation of the impact of the proposed new parameters and technology for drilling and blasting operation on the efficiency of the process is carried out and presented.

Key words: drilling and blasting operations, blasting, blasting whole, inert gaps, delay time in blasting, blasting charge.

Galimyanov Alexey Almazovich, candidate of technical sciences, leading research officer, azot-1977@mail.ru, Khabarovsk, Russia, Institute of Mining of the Far Eastern Department of the Russian Academy of Sciences,

Sobolev Alexey Anatolyevich, candidate of technical sciences, leading research officer, sobolev@,khfrc. ru, Khabarovsk, Russia, Institute of Mining of the Far Eastern Branch of the Russian Academy of Sciences

Reference

1.Mudd G. M. Global trends and environmental issues in nickel mining: Sulfides versus laterites //Ore Geology Reviews. 2010. Vol. 38. no. 1-2. pp. 9-26.

2. Kondratiev V.B. The situation on the world coal market during the recovery of the world economy after the crisis COVID-19 // Mining industry. 2020. No.4. pp. 84-91. DOI: 10.30686/1609-9192-2021-4-84-92.

3. Pankov D.A., Afanasyev V.Ya. Coal mining and consumption in the world: prospects for Russian exporters // Coal. 2020. No.11. pp.67-70. DOI: 10.18796/0041-5790-202011-67-70.

4. Kondratiev V.B., Popov V.V., Kedrova G.V. Global copper market // Mining industry. 2019. No.3. pp. 80-87. DOI: 10.30686/1609-9192-2019-3-145-80-87.

5. Zhou H., Xie X., Feng Y. Rock breaking methods to replace blasting // IOP Conference Series: Materials Science and Engineering. - IOP Publishing, 2018. Vol. 322. no. 2. p. 022014.

6. Al-Bakri A., Hefni M. A review of some nonexplosive alternative methods to conventional rock blasting // Open Geosciences. 2021. Vol. 13. No. 1. pp. 431-442.

7. Persson P. A., Holmberg R., Lee J. Rock blasting and explosives engineering. CRC press, 2018.

8.Tian X., Song Z., Wang J. Study on the propagation law of tunnel blasting vibration in stratum and blasting vibration reduction technology // Soil Dynamics and Earthquake Engineering. 2019. Vol. 126. p. 105813.

9. Method of development of mineral deposits of semi-rock and non-rock type: pat. RU 2478788 C1; application No. 10.04.2013; No. 2011133370/03 dated 09.08.2011.

10. Roy P. P. Rock blasting: effects and operations. CRC Press, 2005.

11.Lu W. et al. An equivalent method for blasting vibration simulation // Simulation Modelling Practice and Theory. 2011. Vol. 19. No. 9. pp. 2050-2062.

12.Moomivand H., Vandyousefi H. Development of a new empirical fragmentation model using rock mass properties, blasthole parameters, and powder factor // Arabian Journal of Geosciences. 2020. Vol. 13. No. 22. pp. 1-17.

13. Sobolev A.A., Galimyanov A.A. Analysis of changes in technical and economic indicators of drilling and blasting operations depending on the increasing depth of development of coal deposits of the Far East // Coal. 2022. No. 2 (1151). pp. 22-25.

14.Leng Z. et al. Evaluation and optimization of blasting approaches to reducing oversize boulders and toes in open-pit mine // International Journal of Mining Science and Technology. 2020. Vol. 30. No. 3. pp. 373-380.

15. Nourian A., Moomivand H. Development of a new model to predict uniformity index of fragment size distribution based on the blasthole parameters and blastability index // Journal of Mining Science. 2020. Vol. 56. No. 1. pp. 47-58.

16. Kutuzov B.N. Methods of conducting blasting operations. Moscow: Mining Book, 2009. 471 p.

17. Order of the Federal Service for Environmental, Technological and Nuclear Supervision No. 494 dated December 3, 2020 "On Approval of Federal Norms and Rules in the field of industrial safety "Safety rules for the production, storage and Use of Explosive materials for Industrial purposes".

18. Order of the Federal Service for Environmental, Technological and Nuclear Supervision dated December 16, 2013 No. 605 on approval of federal norms and rules in the field of industrial safety "Safety rules for explosive works" (as amended. Order of Ros-technadzor dated 30.11.2017 N 518).

УДК 504.55.054: 622

ИСТОРИЯ И ПЕРСПЕКТИВЫ РАЗВИТИЯ РЕСУРСНОЙ БАЗЫ

В.И. Голик, Х.Х. Кожиев, Н.М. Качурин, М.Ю. Шамрин

Предлагаются результаты анализа закономерности развития технологий добычи и обогащения твердых металлических георесурсов в историческом срезе и определены приоритетные направления добычи и обогащения металлических руд на основе комбинирования новых и традиционных технологий, которые могут быть востребованы для развития и детализации концепции прорывного совершенствования процессов добычи и переработки твердых георесурсов в современных условиях.

Ключевые слова: добыча, обогащение, металлические руды, комбинирование, технология совершенствование, подземная разработка.

Введение

Экономика России с давних времен развивалась - от простых операций до использования сложных технологических комплексов за счет продуктов горного производства. Приоритетные позиции горного производства сформировались с XVII века. Это время характеризуется применением водяного колеса, толчением при измельчении руд, использованием мельниц с гидравлическим колесом и промывкой. Важным шагом явилось освоение способа промывки золотоносных песков, позволявшего, минуя толчение, отделять гальку и промывать руду.