ArticlePDF Available

Energy-based concept for calculating explosive weight in open pit mining given variable physical and mechanical properties of rocks

May 2024
MINING INFORMATIONAL AND ANALYTICAL BULLETIN

DOI:10.25018/0236_1493_2024_6_0_50

Authors:

Sergei Khokhlov

Saint Petersburg Mining University

Ramil Zigangirov

Saint-Petersburg Mining University

In the conditions of reduction of cut-off grades and complication of geological conditions, it is required to undertake optimization of mining process. Emphasis should be paid to drilling and blasting as their cost reaches 30–35% of overall mining expenses. It is known that drilling and blasting designs in the conditions of rock mass of a complex geological structure include either maximal or averaged data on the strength properties of rocks, which results in the overstated consumption of explosives per blast. An advanced approach to the in-situ determination of rock strength is the MWD technology. However, the variable parameter of drilling and blasting in this technology is only the explosive energy. The value of the explosive energy at a deposit of a complex geological structure, including zones of seasonal and ever frozen subsoil, depends on the energy taken by fragmentation of each layer of different-strength rocks. The authors carried out the research work at mineral deposits in Yakutia and obtained a linear dependence between the reference energy inputs spent for rock fragmentation by blasting and the hardness factor of rocks. The algorithm is proposed for calculating explosive weight for blasting blocks composed of rocks having different physical and mechanical properties. The algorithm provides calculation of such explosive weight that ensures the optimized fragmentation for the overall production benefit.

Content uploaded by Ramil Zigangirov

Content may be subject to copyright.

ГИАБ. Горный информационно-аналитический бюллетень /

MIAB. Mining Informational and Analytical Bulletin, 2024;(6):50-68

ОРИГИНАЛЬНАЯ СТАТЬЯ / ORIGINAL PAPER

УДК 622.235 DOI: 10.25018/0236_1493_2024_6_0_50

ЭНЕРГЕТИЧЕСКАЯ КОНЦЕПЦИЯ

РАСЧЕТА МАССЫ СКВАЖИННОГО ЗАРЯДА

НА КАРЬЕРАХ ПРИ ИЗМЕНЧИВОСТИ

ФИЗИКО-МЕХАНИЧЕСКИХ СВОЙСТВ

ГОРНЫХ ПОРОД

Ю.И. Виноградов1, С.В. Хохлов1, Р.Р. Зигангиров1

1 Санкт-Петербургский горный университет императрицы Екатерины II,

Санкт-Петербург, Россия, e-mail: s215070@stud.spmi.ru

Аннотация: В условиях снижения среднего содержания полезного компонента в руде

и усложнения горно-геологических условий месторождений необходимо решать задачу

оптимизации горнодобывающего предприятия. Особое внимание необходимо уделить

буровзрывным работам, так как затраты на их проведения составляют 30–35% от общих

затрат на добычу. Известно, что расчет параметров буровзрывных работ на массивах со

сложным геологическим строением ведется либо по максимальным, либо по усреднен-

ным показателям прочностных свойств пород, следствием чего является завышенный

расход взрывчатых веществ на взрыв. Для определения прочностных свойств пород в

полевых условиях перспективной технологией является технология MWD. Однако при

ее применении вариативным параметром буровзрывных работ является только энергия

скважинного заряда. Ее величина на месторождениях со сложным геологическим стро-

ением, в том числе в зонах сезонной и вечной мерзлоты, зависит от того, какое количе-

ство энергии необходимо для дробления каждого слоя различных по прочностным ха-

рактеристикам пород. Были проведены исследования на месторождениях Якутии, в ходе

которых была получена линейная зависимость эталонных удельных энергозатрат на

дробление горных пород взрывом от их коэффициента крепости. Предложен алгоритм

расчета массы скважинного заряда при различии физико-механических свойств пород во

взрываемом блоке. Этот алгоритм расчета позволит заряжать в скважину такое количе-

ство взрывчатого вещества, которое обеспечит оптимальное с точки зрения всего произ-

водства качество дробления.

Ключевые слова: оптимизация затрат, буровзрывные работы, мерзлый грунт, грануломе-

трический состав, взорванная горная масса, метод воронкообразования, удельный расход

взрывчатого вещества, система автоматизированного проектирования взрывных работ.

Для цитирования: Виноградов Ю. И., Хохлов С. В., Зигангиров Р. Р. Энергетическая

концепция расчета массы скважинного заряда на карьерах при изменчивости физико-ме-

ханических свойств горных пород // Горный информационно-аналитический бюллетень. –

2024. – № 6. – С. 50–68. DOI: 10.25018/0236_1493_2024_6_0_50.

Введение

Одной из приоритетных задач при

добыче минеральных ресурсов являет-

ся рациональное освоение месторож-

дений твердых полезных ископаемых

(ПИ) ввиду их невозобновляемости и

интенсивного использования [1]. По ме-

ре отработки месторождения содержа-

ние полезного компонента в руде сни-

жается, встречаются участки массива,

физико-механические, гидрогеологиче-

ские и технологические свойства кото-

рых отличаются от средних, принятых

при проектировании горнодобывающе-

го предприятия. Эти факторы приводят

к тому, что глубина разработки место-

рождения увеличивается, отрабатыва-

ются запасы, ранее являвшиеся заба-

лансовыми, извлекаются руды с низким

содержанием полезного компонента [2].

Постоянное усложнение горно-геологи-

ческих условий эксплуатации месторож-

дения, в том числе связанное с сезонным

промерзанием грунтов в зимнее время

Energy-based concept for calculating explosive weight

in open pit mining given variable physical and mechanical

properties of rocks

Yu.I. Vinogradov1, S.V. Khokhlov1, R.R. Zigangirov1

1 Empress Catherine II Saint-Petersburg Mining University,

Saint-Petersburg, Russia, e-mail: s215070@stud.spmi.ru

Abstract: In the conditions of reduction of cut-off grades and complication of geological condi-

tions, it is required to undertake optimization of mining process. Emphasis should be paid to

drilling and blasting as their cost reaches 30–35% of overall mining expenses. It is known that

drilling and blasting designs in the conditions of rock mass of a complex geological structure

include either maximal or averaged data on the strength properties of rocks, which results in

the overstated consumption of explosives per blast. An advanced approach to the in-situ deter-

mination of rock strength is the MWD technology. However, the variable parameter of drilling

and blasting in this technology is only the explosive energy. The value of the explosive energy

at a deposit of a complex geological structure, including zones of seasonal and ever frozen

subsoil, depends on the energy taken by fragmentation of each layer of different-strength rocks.

The authors carried out the research work at mineral deposits in Yakutia and obtained a linear

dependence between the reference energy inputs spent for rock fragmentation by blasting and

the hardness factor of rocks. The algorithm is proposed for calculating explosive weight for

blasting blocks composed of rocks having different physical and mechanical properties. The

algorithm provides calculation of such explosive weight that ensures the optimized fragmenta-

tion for the overall production benet.

Key words: cost optimization, drilling and blasting, frozen subsoil, grain size composition,

blasted rock mass, blasting cone formation method, explosive consumption, automated blasting

design system.

For citation: Vinogradov Yu. I., Khokhlov S. V., Zigangirov R. R. Energy-based concept for

calculating explosive weight in open pit mining given variable physical and mechanical proper-

ties of rocks.MIAB.Mining Inf.Anal.Bull. 2024;(6):50-68. [In Russ]. DOI: 10.25018/0236_

1493_2024_6_0_50.

года, требует получения все более точной

информации об их строении, составе и

прочих характеристиках, что позволит

обеспечить комплексное освоение место-

рождения и выбор рациональных тех-

нологий добычи и переработки мине-

рального сырья [3]. При этом объем до-

бычи полезных ископаемых неуклонно

растет [4].

На сегодняшний день основной объ-

ем рудных полезных ископаемых добы-

вается открытым способом. Доля таких

предприятий составляет 70%, при этом

наблюдается тенденция к ее увеличению

[5, 6]. Учитывая это, на первый план вы-

ходит задача оптимизации горных пред-

приятий, разрабатывающих месторожде-

ния открытым способом, которая обес-

печит минимальные затраты на добычу

полезного ископаемого.

Данная задача решается в рамках кон-

цепции «Mine-to-Mill», суть которой за-

ключается в снижении суммарных за-

трат на добычу полезного ископаемого,

а не на отдельный вид горных работ [7].

Такой подход является более эффектив-

ным в сравнении с оптимизацией какой-

либо отдельной операции [8].

Концепция «Mine-to-Mill» формиро-

валась в 1990-е годы, однако уже в 1970-е

годы подход комплексной оптимизации

предлагался в исследованиях ученых Ле-

нинградского горного института [9, 10].

Так, в работе [9] представлены приве-

денные затраты на основные технологи-

ческие операции горного производства

Оленегорского ГОКа в зависимости от

среднего размера куска взорванной гор-

ной массы d

ср

(рис. 1). Из графика вид-

но, что существует некоторый диапазон

значений d

ср

, в границах которого общие

затраты на добычу ПИ остаются мини-

мальными. Уменьшение затрат на какую-

либо отдельную технологическую опе-

Рис. 1. Приведенные затраты на различные процессы горного производства Оленегорского ГОКа,

1970-е годы: левая вертикальная шкала относится к затратам по отдельным технологическим процес-

сам горного производства, правая — к общим затратам на добычу полезного ископаемого [9]

Fig. 1. Given costs for various mining processes at the Olenegorsk Mining and Processing Plant, 1970s: the left

vertical scale refers to the costs of individual technological processes of mining, the right — to the total costs of

mineral extraction [9]

рацию может привести к повышению

себестоимости добычи полезного иско-

паемого. Как следует из указанной ра-

боты, важным фактором, обеспечиваю-

щим такую оптимизацию горного пред-

приятия, является качество дробления

горного массива.

На сегодняшний день расчет техни-

ческих и технологических параметров

основных видов горных работ основыва-

ется на физико-механических свойствах

пород [11]. Так, при буровых работах

скорость бурения рассчитывается на ос-

новании буримости пород, которая от-

ражает всю совокупность физико-меха-

нических свойств пород, влияющих на

процесс бурения (прочность, твердость,

абразивность) [12], при взрывных рабо-

тах на основе взрываемости и крепости

пород [13], при экскавации — по труд-

ности экскавации [14]. Учитывая, что

при каждом из этих видов работ меха-

низмы разрушения и масштабный фак-

тор различны, невозможно рассчитывать

параметры буровзрывных и погрузочно-

транспортных работ, а также параметры

работы машин крупного дробления, по

какому-либо одному физико-механиче-

скому или технологическому показате-

лю пород.

В 1970-е годы И.А. Тангаев предло-

жил оценивать затраты на добычу полез-

ного ископаемого по количеству энер-

гии, необходимой на каждый отдельный

вид горных работ [15]. В работе [16]

показано, как изменяются энергетиче-

ские затраты на каждый технологиче-

ский процесс от вариации среднего раз-

мера куска взорванной горной массы

(рис. 2). Видно, что характер изменения

энергетических затрат в зависимости от

среднего размера куска взорванной гор-

ной массы идентичен характеру изме-

нения экономических затрат, представ-

ленному на рис. 1.

Тогда в рамках концепции «Mine-

to-Mill» можно оценивать затраты на

добычу полезного ископаемого не по

экономическому критерию, а по энер-

гетическому. Такое решение является

Рис. 2. Зависимость энергетических затрат в технологическом потоке «Карьер — ОФ» от размера

среднего куска взорванной руды (σ

сж

= 180 МПа) [16]

Fig. 2. Dependence of energy costs in the process ow «Mine-to-Mill» on the size of the average piece of blasted

ore (σcom = 180 MPa) [16]

оправданным ввиду того, что величина

себестоимости зависит от рыночных фак-

торов и является волатильной, тогда как

затрачиваемая энергия зависит исклю-

чительно от техники и технологии, при-

меняемых на производстве. Анализируя

работы [17, 18], можно видеть, что энер-

гетический подход все больше внедря-

ется в горную отрасль.

Средний размер куска d

ср

зависит от

прочностных свойств массива горных

пород, энергетических характеристик

взрывчатого вещества (ВВ) и сетки сква-

жин. В вероятностно-статистической

гипотезе В.А. Падукова, В.П. Макарье-

ва, Ю.И. Виноградова средний размер

куска взорванной горной массы описы-

вается следующей зависимостью [9]:

dW g

cp  









exp

, (1)

где W — линия наименьшего сопротив-

ления (ЛНС); η — коэффициент полез-

ного действия взрыва (КПД); σ — проч-

ностная характеристика массива горных

пород; η/σ — показатель эффективности

взрывного дробления для данного типа

пород и ВВ.

Тогда, зная значение показателя эф-

фективности взрывного дробления, мож-

но прогнозировать средний размер куска

взорванной горной массы при различной

вариации сетки скважин и удельного

расхода ВВ.

Однако такой прямой подход к реше-

нию задачи оптимизации параметров бу-

ровзрывных работ на месторождениях

с неоднородным геологическим строе-

нием трудно применим. Если разраба-

тываемый массив сложен породами с

различным коэффициентом крепости f,

а следовательно, с различной прочност-

ной характеристикой σ, требуется опре-

деление величины η/σ для каждого харак-

терного типа породы. При дальнейшем

проектировании буровзрывных работ

сетку скважин и величину удельных энер-

гозатрат на дробление пород взрывом

необходимо изменять при взрывании раз-

личных по крепости пород.

В условиях, когда строение подготав-

ливаемого к взрыву блока меняется без

какой-либо ярко выраженной системно-

сти, изменять сетку скважины не пред-

ставляется возможным. Для достижения

оптимального среднего размера куска

всей взорванной горной массы необхо-

димо обеспечить средний размер куска

горной массы отдельного типа пород.

Тогда уравнение (3) примет вид

dW g

 



















exp

, (2)

где i — индекс, показывающий тип по-

род.

Учитывая тот факт, что прочностная

характеристика отдельного типа пород

остается постоянной, изменяться будет

только значение удельных энергозатрат

на дробление горных пород взрывом и

КПД взрыва. При постоянстве длины за-

ряда для одного типа пород вариативной

остается значение g

взрыв

. Проанализиро-

вав практику ведения взрывных работ,

можно сделать вывод, что существует

некоторое эталонное значение g

взрыв

, ко-

торое обеспечит оптимальное качество

дробления данной породы. Тогда необ-

ходимо определить эталонные удельные

энергозатраты на дробление взрывом g

эт

для каждого типа горных пород, слагаю-

щих данное месторождение. После этого

возможно регулировать энергетику заря-

да, если известно геологическое строе-

ние подготавливаемого к взрыву блока.

Современный опыт ведения взрывных

работ показал, что в параметры буро-

взрывных работ закладывается значи-

тельный запас энергии ВВ, что приво-

дит к увеличению затрат на проведение

БВР и, как следствие, к увеличению об-

щих затрат на добычу полезного ископае-

мого [19]. Это связано с тем, что геоло-

гическое строение подготавливаемого к

взрыву блока неизвестно, что предопре-

деляет завышенные значения энергии

ВВ, закладываемой в массив [20]. Совре-

менные геологические и геофизические

методы разведки не могут применяться

на каждом взрываемом блоке ввиду их

дороговизны и большой трудоемкости

[21].

Стоит также отметить, что затраты на

проведение буровзрывных работ (БВР)

достигают 30—35% от общих затрат на

добычу полезного ископаемого [19, 22].

В условиях постоянного увеличения глу-

бины карьеров интенсификация взрыв-

ных работ возрастает [23]. Из всего этого

следует, что изменение энергетических

затрат на проведение буровзрывных ра-

бот до некоторого оптимального значе-

ния является важной задачей в рамках

концепции «Mine-to-Mill». Эта задача

решается следующим образом:

• определяется геологическое строе-

ние подготавливаемого к взрыву блока;

• рассчитывается необходимая для

дробления энергия взрыва.

Перспективным методом определе-

ния геологического строения подготав-

ливаемого к взрыву блока является техно-

логия «Measurement while drilling», суть

которой заключается в фиксировании

параметров бурения взрывных скважин,

таких как осевое давление на забой, кру-

тящий момент, частота вращения, ско-

рость бурения, удельная энергоемкость

бурения [24—26]. Результаты проведен-

ных на месторождениях Якутии в усло-

виях сезонной мерзлоты эксперименталь-

ных работ показали, что корреляционная

зависимость удельной энергоемкости

бурения шарошечным способом E от ко-

эффициента крепости горных пород f

имеет логарифмический вид [27]:

Ef14 566 9 3502,ln( ),

. (3)

Тогда коэффициент крепости пород по

данным энергоемкости бурения можно

рассчитать следующим образом:













exp,

9 3502

14 566 . (4)

Идентифицировав породы подготав-

ливаемого к взрыву блока, можно регу-

лировать энергетику отдельного скважин-

ного заряда при условии, если известны

эталонные удельные энергозатраты на

дробление пород взрывом.

В качестве связующего параметра

предлагается использовать коэффициент

крепости горных пород, как наиболее

применяемый технологический показа-

тель сопротивляемости пород разруше-

нию при проектировании буровзрыв-

ных работ.

Определив зависимость эталонных

удельных энергозатрат на дробление гор-

ных пород от коэффициента крепости,

можно рассчитать необходимую массу

скважинного заряда применяемого ВВ

с учетом оптимального количества энер-

гии взрыва, обеспечивающего необхо-

димое качество дробления.

Методика исследования

Для определения зависимости эта-

лонных удельных энергозатрат на дроб-

ление горных пород взрывом от коэф-

фициента крепости была разработана

следующая методика:

• поиск участков массива, сложен-

ных исключительно одним типом по-

род, характерных для исследуемого ме-

сторождения;

• отбор образцов горных пород на

каждом из участков для определения их

коэффициента крепости в лабораторных

условиях;

• бурение шпуров различной глуби-

ны на выбранных участках;

• заряжание шпуров ВВ с известны-

ми детонационными характеристиками,

при этом масса заряда должна быть оди-

наковой во всех шпурах;

• замер объемов полученных поло-

стей.

На основе анализа геологической

информации были выбраны 4 экспери-

ментальных участка, сложенные поро-

дами с различным коэффициентом кре-

пости. На этих участках были отобраны

образцы горных пород неправильной

формы для испытания их в лаборатор-

ных условиях по методу, разработан-

ному в Санкт-Петербургском горном

университете. Суть метода заключается

в раскалывании образца методом одно-

осного сжатия сферическими инденто-

рами. Во время испытания фиксируется

раскалывающая нагрузка P, после чего

рассчитываются среднее растягивающее

напряжение σ

и среднее сжимающее

напряжение p [28]:

t

 (5)

=, (6)

где S — площадь поверхности отрыва;

F — площадь поверхности большей из

зон разрушенной породы, м.

Предел прочности на одноосное сжа-

тие образца горной породы:

[σ

сж

]



. (7)

Зная [σ

сж

], можно найти коэффици-

ент крепости горных пород:

f =

[σ

сж

] / 10

, (8)

где [σ

сж

] — предел прочности образца

горной породы на одноосное сжатие;

«10» — значение предела прочности на

одноосное сжатие, принятое за эталон.

В табл. 1 отражены результаты лабо-

раторных испытаний.

Затем на каждом участке были про-

бурены шпуры различной длины. Для

получения большей статистической ин-

формации было предусмотрено бурение

трех шпуров на одной глубине, факти-

чески, ввиду различных геологических

и технологических условий, количество

шпуров на каждой глубине варьирова-

лось.

В пробуренные шпуры помещался

заряд аммонита № 6 ЖВ массой 0,5 кг и

замерялись геометрические параметры

заложения заряда.

После этого рассчитывалось значе-

ние приведенной ЛН. K по формуле

=3, (9)

где W — линия наименьшего сопротив-

ления от центра заряда до свободной по-

верхности (ЛНС), м; Q — масса заряда, кг.

ЛНС рассчитывалась как



зар

, (10)

где L — глубина шпура, м; l

зар

— длина

заряда, м.

В табл. 2 представлены параметры

экспериментальных буровзрывных работ.

Таблица 1

Значения коэффициента крепости горных пород для различных участков

(составлено авторами)

Rock strength coefcient values for various areas (compiled by the authors)

№ участка Тип породы Предел прочности

на одноосное сжатие [σсж], МПа Коэффициент

крепости пород f

1 Известняк 72 7

2 Известняк 98 10

3 Известняк 62 6

4 Песчаник 79 8

Таблица 2

Основные проектные параметры буровзрывных работ

на 1-м экспериментальном участке (составлено авторами)

Main design parameters of drilling and blasting operations

at the 1st experimental site (compiled by the authors)

Номер

участка Параметр Значение

Наименование взрываемых пород известняк

Коэффициент крепости пород

по шкале М.М. Протодьяконова f7

Диаметр заряда dзар, мм 42

Масса одного заряда Qзар, кг 0,5

Длина заряда lзар, м 0,4

Глубина шпуров в группе

Группа Глубина шпуров, м

1 0,6

2 0,7

3 0,8

4 0,9

5 1,0

6 1,1

7 1,2

8 1,3

Количество шпуров в группе, шт. 3

Средства инициирования НСИ «Икра-С», «Искра-П-67», «Искра-СТАРТ»

Интервал замедления между

взрывами групп зарядов, мс 67

Сетка шпуров, a×b5×5

Наименование взрываемых пород известняк

Коэффициент крепости пород

по шкале М.М. Протодьяконова f10

Диаметр заряда dзар, мм 42

Масса одного заряда Qзар, кг 0,5

Длина заряда lзар, м 0,4

Глубина шпуров в группе

Группа Глубина шпуров, м

1 0,7

2 0,8

3 0,9

4 1,0

5 1,1

6 1,2

7 1,3

8 1,4

Количество шпуров в группе, шт. 3

Средства инициирования НСИ «Икра-С», «Искра-П-67», «Искра-СТАРТ»

Интервал замедления между

взрывами групп зарядов, мс 67

Сетка шпуров, a×b5×5

Наименование взрываемых пород известняк

Коэффициент крепости пород

по шкале М.М. Протодьяконова f6

Диаметр заряда dзар, мм 42

Масса одного заряда Qзар, кг 0,5

Длина заряда lзар, м 0,4

Глубина шпуров в группе

Группа Глубина шпуров, м

1 0,6

2 0,7

3 0,8

4 0,9

5 1,0

6 1,1

7 1,2

Количество шпуров в группе, шт. 3

Средства инициирования НСИ «Икра-С», «Искра-П-67», «Искра-СТАРТ»

Интервал замедления между

взрывами групп зарядов, мс 67

Сетка шпуров, a×b5×5

Наименование взрываемых пород песчаник

Коэффициент крепости пород

по шкале М.М. Протодьяконова f8

Диаметр заряда dзар, мм 42

Масса одного заряда Qзар, кг 0,5

Длина заряда lзар, м 0,4

Глубина шпуров в группе

Группа Глубина шпуров, м

1 0,7

2 0,8

3 0,9

4 1,0

5 1,1

6 1,2

7 1,3

Количество шпуров в группе, шт. 3

Средства инициирования НСИ «Икра-С», «Искра-П-67», «Искра-СТАРТ»

Интервал замедления между

взрывами групп зарядов, мс 67

Сетка шпуров, a×b7×7

После взрыва образовались воронки,

в большинстве случаев полностью за-

полненные взорванной горной массой.

Эта масса убиралась ручным способом,

после чего замерялся объем воронки.

На рис. 3 представлена разобранная во-

ронка.

Результаты

Разбор воронок показал, что не все

заряды сдетонировали в однородном мас-

сиве. Это в очередной раз доказывает

крайнюю степень неоднородности геоло-

гического строения исследуемого место-

рождения. Эталонные удельные энерго-

затраты на дробление данного типа гор-

ных пород рассчитывались следующим

образом:

= =

max

e, (11)

где Q — масса заряда, кг; V

max

— макси-

мальный объем воронки разрушения, м

;

— эталонный удельный расход при-

меняемого ВВ для пород данной катего-

рии крепости, кг/м

; e — удельная теп-

лота взрыва применяемого ВВ, кДж/кг

(для аммонита № 6 ЖВ принимался рав-

ным 4312 кДж/кг).

При данном значении КПД дробле-

ния при взрыве максимальный, то есть

достигается оптимальное использова-

Таблица 3

Значения эталонных удельных энергозатрат на дробление горных пород взрывом

(составлено авторами)

Values of reference specic energy consumption for crushing rocks by explosion

(compiled by the authors)

№

участ-

ка

Тип

породы Коэффи-

циент

крепости

пород f

Приведенная

ЛНС, при кото-

рой объем

разрушения

максимальный,

Kопт, м/кг1/3

Максималь-

ный объем

воронки

разрушения

Vmax, м3

Эталонный

удельный

расход qэ,

кг/м3

Эталонные

удельные энерго-

затраты на дроб-

ление горных

пород взрывом

gэ, Дж/м3

1 известняк 7 0,9 0,65 0,77 3320,24

2 известняк 10 0,82 0,5 1,0 4312

3 известняк 6 0,91 0,7 0,71 3061,52

4 песчаник 8 0,85 0,63 0,80 3449,60

Рис. 3. Разобранная воронка (составлено авторами)

Fig. 3. Disassembled funnel (compiled by the authors)

ние энергии взрыва. В табл. 3 представ-

лены результаты расчета.

По этим данным была получена корре-

ляционная зависимость эталонных удель-

ных энергозатрат на дробление горных

пород взрывом от коэффициента крепо-

сти в диапазоне f = (6÷11) с коэффици-

ентом достоверности R

= 0,957 (рис. 4):

310 46 1129 7,,f

. (12)

А эталонный удельный расход для

различных типов ВВ в зависимости от

удельной теплоты взрыва





310 46 1129 7

. (13)

Зависимость (12) позволяет рассчи-

тать суммарную энергию заряда G, кото-

рую необходимо поместить в скважину:

i, (14)

где i — индекс, показывающий тип по-

род; n — натуральное число, n = 1, 2, 3,…;

— объем данного типа горных пород,

который необходимо разрушить, м

Тогда масса заряда ВВ в каждой

скважине рассчитывается как

=. (15)

Ввиду этого расчет массы скважин-

ного заряда сводится к осуществлению

следующего алгоритма:

• бурение взрывных скважин на бло-

ке в соответствии с утвержденным про-

ектом на массовый взрыв;

• определение коэффициента крепо-

сти буримых пород на каждом элемен-

тарном отрезке скважины по данным

энергоемкости бурения этой скважины

(формула (4)). Под элементарным от-

резком скважины понимается то рас-

стояние, через которое установленное

на буровом станке специальное обору-

дование фиксирует значение удельной

энергоемкости бурения;

• инженер-проектировщик задает

значение участка скважины, на котором

будет определяться коэффициент кре-

пости. Расчет средневзвешенного коэф-

фициента крепости на каждом единич-

ном участке скважины:











1, (16)

где x — номер одного элементарного

участка скважины, начиная от устья

скважины, x = 1, 2, 3, …; k — номер еди-

ничного отрезка скважины, по длине ко-

Рис. 4. Распределение значений эталонных удельных энергозатрат на дробление горных пород взры-

вом в соответствии с коэффициентом крепости пород (составлено авторами)

Fig. 4. Distribution of reference specic energy consumption values for crushing rocks by explosion in accord-

ance with the rock strength coefcient (compiled by the authors)

торого коэффициент крепости остается

постоянным; l

— длина элементарного

отрезка скважины, м; l

— длина еди-

ничного участка скважины, м; n — на-

туральное число, n = 1, 2, 3, …;

• расчет энергозатрат на дробление

пород на каждом единичном участке

скважины в соответствии с формулой

(14):

эx





310 46 1129 7

f abl

(17)

где V

— объем разрушаемой горной

массы, м

; a — расстояние между сква-

жинами в ряду, м; b — расстояние меж-

ду рядами скважин, м; l

— длина еди-

ничного участка скважины;

• расчет суммарной энергии заряда

в скважине:





123,,

; (18)

• расчет массы заряда по формуле

(16).

Необходимо помнить, что фактиче-

ская масса заряда в скважине, рассчи-

танная по формуле (15), не должна пре-

вышать допустимое значение по вмести-

мости:

QQ dl

доп

зар.д

4, (19)

где d

— диаметр заряда (скважины), м;

зар.д

— допустимая длина заряда, м;

ρ — плотность заряжания применяемо-

го ВВ, кг/м

Для улучшения качества дробления

и повышения КПД взрыва необходимо

применять забойку [29]. Длина забойки

принимается равной [30]

заб

= (20÷30)d

. (20)

Тогда длина заряда ВВ рассчитыва-

ется как

зар

= L — l

заб

, (21)

где L — длина скважины, м.

Тогда необходимо выполнить следу-

ющее условие:

зар.ф

зар.д

, (22)

где l

зар.ф

— фактическая длина заряда

для данного диаметра и плотности за-

ряжания.

Значение фактической длины заряда

может быть как ниже, так и выше допу-

стимой длины заряда. В первом случае

рекомендуется использовать взрывчатые

вещества с регулируемой плотностью

заряжания, в частности, эмульсионные

ВВ. Также можно использовать простей-

шие ВВ типа «АС-ДТ» с добавкой вспе-

ненного пенополистирола. Эта добавка

позволяет уменьшать плотность заряжа-

ния в зависимости от процентного со-

держания. При этом необходимо учесть,

что суммарная энергия заряда в скважи-

не должна остаться неизменной. Наи-

более простым решением с точки зре-

ния технологии заряжания является

применение рассредоточенных зарядов

(рис. 5). При этом должно выполняться

следующее условие:

вп

= L — l

заp

— l

заб

≥ 1 м

, (23)

где l

вп

— длина воздушного промежутка

между зарядами (согласно ФНиП «ПБ

при производстве, хранении и примене-

нии взрывчатых материалов промыш-

ленного назначения», не должен быть

меньше 1 м).

Во втором случае необходимо при-

менять ВВ с большей плотностью за-

ряжания, а если это невозможно ввиду

технологии изготовления и заряжания

ВВ, необходимо заряжать ВВ до устья

скважины. При этом общая энергия за-

ряда должна остаться неизменной.

Рассчитывать массу скважинного за-

ряда рационально с помощью ЭВМ в

системах автоматизированного проекти-

рования работ (САПР). Во-первых, это

уменьшит время внесения изменений в

проект на массовый взрыв. Во-вторых,

предлагаемый метод расчета основан

на данных, полученных при бурении

взрывных скважин. Эти данные считы-

Рис. 5. Блок-схема расчета массы скважинного заряда (составлено авторами)

Fig. 5. Flowchart for calculating the mass of a borehole charge (compiled by the authors)

ваются с основных узлов бурового обо-

рудования и передаются на централь-

ный компьютер в автоматическом режи-

ме по сети Интернет, при этом их объем

велик, ввиду чего требуется примене-

ние соответствующих вычислительных

методов обработки на ЭВМ. Связь «па-

раметры бурения–параметры взрывных

работ» является логичной в рамках кон-

цепции «Индустрия 4.0», подразумева-

ющей автоматизацию и цифровизацию

всего горного производства [31—34].

Применение цифровых технологий в

горном деле позволяет снизить затраты

труда и времени на проектирование гор-

ных работ [35, 36], а также контролиро-

вать каждый технологический процесс,

что является неотъемлемой частью оп-

тимизации горного производства в рам-

ках концепции «Mine-to-Mill».

Обсуждение результатов

Предлагаемое решение позволит со-

кратить затраты на буровзрывные рабо-

ты и увеличить производительность по-

грузочно-транспортного оборудования.

В данной работе не рассмотрено влия-

ние трещиноватости на удельные энер-

гозатраты на дробление горных пород

взрывом ввиду того, что для этого тре-

буется проведение нескольких опытно-

промышленных массовых взрывов с раз-

личными параметрами буровзрывных

работ с замером гранулометрического

состава взорванной горной массы. В про-

изводственных условиях при расчете

проектного удельного расхода приме-

няют коэффициент трещиноватости KТ.

Тогда проектные значения удельных

энергозатрат можно рассчитать следу-

ющим образом:

gK f

np T





310 46 1129 7

. (24)

Особое внимание требует расчет опас-

ных расстояний по разлету осколков, дей-

ствию ударно-воздушной волны и сейс-

мических колебаний [38]. Учитывая, что

масса и конструкция каждого скважин-

ного заряда будут различаться, расчет по

фактическим значениям не представля-

ется возможным. Согласно ФНиП «Пра-

вила безопасности при производстве,

хранении и применении взрывчатых ма-

териалов промышленного назначения»,

необходимо для всего блока принимать

наихудшие с точки зрения безопасно-

сти параметры взрывных работ:

• коэффициент крепости пород при-

нимается максимальным;

• коэффициент заполнения скважи-

ны взрывчатым веществом принимает-

ся максимальным;

• максимальная масса одновремен-

но взрываемых зарядов равна

QNQ

max , (25)

где N — максимальное количество одно-

временно взрываемых зарядов в одной

ступени; Q

max

— максимальная факти-

ческая масса одного скважинного заря-

да наиболее мощного ВВ, кг (в данном

случае под мощностью ВВ понимается

удельная теплота взрыва).

Такой перерасчет опасных зон позво-

лит снизить вероятность возникновения

чрезвычайных происшествий, связанных

с жизнью и здоровьем людей, а также

повреждением машин, зданий и соору-

жений.

Заключение

Анализ современных тенденций раз-

вития горнодобывающей отрасли пока-

зал, что разработка месторождений твер-

дых полезных ископаемых сопровожда-

ется ухудшением горно-геологических

условий, снижением содержания полез-

ного компонента в руде при нарастаю-

щих объемах потребления добываемого

сырья. Последнее приводит к увеличе-

нию извлекаемых из недр объемов гор-

ной массы, что влечет за собой интен-

сификацию взрывных работ.

Производственный опыт ведения бу-

ровзрывных работ показывает, что при

проектировании закладывается значи-

тельный запас энергии взрыва ввиду

неизвестного геологического строения

пород подготавливаемого к взрыву бло-

ка или изменения физико-механических

свойств горных пород, связанного с се-

зонным промерзанием в зимнее время

года. Следствием этого является завы-

шенный расход ВВ, увеличение затрат

не только на буровзрывные работы, но и

общих затрат на добычу полезного ис-

копаемого.

В работе рассмотрена энергетическая

концепция оценки затрат горного пред-

приятия, на основании которой предло-

жен алгоритм решения задачи расчета

массы скважинного заряда по критерию

необходимой для дробления горных по-

род энергии взрыва. Проведенные экс-

периментальные исследования позволи-

ли определить корреляционную зависи-

мость эталонных удельных энергозатрат

на дробление горных пород взрывом от

коэффициента крепости, которая имеет

линейный вид. Данная зависимость мо-

жет служить отправной точкой в даль-

нейшей оптимизации общих затрат на

добычу полезного ископаемого.

Алгоритм расчета массы скважинно-

го заряда основан на применении пара-

метров бурения для оценки коэффици-

ента крепости пород, слагающих подго-

тавливаемый к взрыву блок, с дальней-

шим расчетом энергии и массы каждого

скважинного заряда. Данный алгоритм

необходимо представить в виде системы

автоматизированного проектирования бу-

ровзрывных работ, что позволит опера-

тивно вносить корректировки в проект

на массовый взрыв.

СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

Архипов Г. И.

Горная промышленность Дальневосточного федерального округа: анализ

структуры, макропоказателей, перспектив развития // Горный журнал. — 2022. — № 9. — С. 15—

21. DOI: 10.17580/gzh.2022.09.03.

Соболев А. А.

Галимьянов А. А.

Анализ изменения технико-экономических показателей

буровзрывных работ в зависимости от возрастания глубины разработки угольных месторожде-

ний Дальнего Востока // Уголь. — 2022. — № 2 (1151). — С. 22—25. — DOI: 10.18796/0041-

5790-2022-2-22-25.

Rodionov V., Skripnik I., Kaverzneva T., Zhikharev S., Kriklivyy S., Panov S.

Prerequisites for

applying the risk-based approach to assessing the explosive and re hazardous properties of under-

ground mining materials // E3S Web of Conferences. 2023, vol. 417, article 05013. DOI: 10.1051/

e3sconf/202341705013.

Фомин С. И.

Говоров А. С.

Обоснование выбора бортового содержания полезных компо-

нентов в руде при проектировании карьеров // Горный информационно-аналитический бюлле-

тень. — 2023. — № 12. — С. 169—181. DOI: 10.25018/0236_1493_ 2023_12_0_169.

Yastrebova K. N.

Chernobay V. I.

Moldovan D. V.

Solving the issue of ventilating atmosphere

of opencast mining by resloping bench face // International Journal of Advanced Science and Techno-

logy. 2020, vol. 29, no. 1, pp. 1—6.

Коршунов Г. И.

Каримов А. М.

Магомедов Г. С.

Тюлькин С. А.

Снижение аэротехноген-

ного воздействия респирабельной фракции пыли на персонал карьера при проведении массовых

взрывов // Горный информационно-аналитический бюллетень. — 2023. — № 7. — С. 132—144.

DOI: 10.25018/0236_1493_2023_7_0_132.

Junhyeok Park, Kwangmin Kim

Use of drilling performance to improve rock-breakage efcien-

cies. A part of mine-to-mill optimization studies in a hard-rock mine // International Journal of Mining

Science and Technology. 2020, vol. 3, no. 2, pp. 179—188. DOI: 10.1016/j.ijmst.2019.12.021.

Abbaspour H., Drebenstedt C., Badroddin M., Maghaminik A.

Optimized design of drilling and

blasting operations in open pit mines under technical and economic uncertainties by system dynamic

modelling // International Journal of Mining Science and Technology. 2018, vol. 28, no. 6, pp. 839—

848. DOI: 10.1016/j.ijmst.2018.06.009.

Виноградов Ю. И.

Исследование влияния удельных энергозатрат и сетки расположения

скважин на эффективность дробления горных пород взрывом: Aвтореф. дис. … канд. техн.

наук. — Л.: ЛГИ, 1976. — 22 с.

10.

Падуков В. А.

Физико-технические основы открытой разработки месторождений. Моно-

графия. — СПб.: Изд-во «Газпром», 2009. — 56 с.

11.

Kovalevich S., Zyryanov I., Chernobay V.

Experience of drilling-and-blasting in diamond

elds in Yakutia // Journal of Mining Science. 2023, vol. 58, no. 6, pp. 953—965. DOI: 10.1134/

S1062739122060102.

12.

Долгий И. Е.

Николаев Н. И.

Сопротивление горных пород разрушению при бурении

скважин // Записки Горного института. — 2016. — Т. 221. — С. 655—660. DOI: 10.18454/pmi.

2016.5.655.

13.

Дунаев В. А.

Игнатенко И. М.

Овсянников А. Н.

Годовников Н. А.

Методика и автома-

тизированная система оценки взрываемости горных пород на карьерах // Известия Тульского

государственного университета. Науки о Земле. — 2011. — № 2. — С. 159—172.

14.

Иванов С. Л.

Иванова П. В.

Кувшинкин С. Ю.

Оценка наработки карьерных экскава-

торов перспективного модельного ряда в реальных условиях эксплуатации // Записки Горного

института. — 2020. — Т. 242. — С. 228—233. DOI: 10.31897/PMI.2020.2.22.

15.

Тангаев И. А.

Энергоемкость процессов добычи и переработки. — М.: Недра, 1986. — 231 с.

16.

Сытенков В. Н.

Энергопотребление технологических процессов как критерий выбора

наилучших доступных технологий в системе «Карьер — ОФ» // Известия ТулГУ. Науки о Зем-

ле. — 2020. — № 1. — С. 315—327. DOI: 10.46689/2218-5194-2020-1-1-315-327.

17.

Клюев Р. В.

Босиков И. И.

Майер А. В.

Гаврина О. А.

Комплексный анализ применения

эффективных технологий для повышения устойчивого развития природно-технической систе-

мы // Устойчивое развитие горных территорий. — 2020. — Т. 12. — № 2 (44). — С. 283—290.

DOI: 10.21177/1998-4502-2020-12-2-283-290.

18.

Маринин М. А.

Евграфов М. В.

Должиков В. В.

Производство взрывных работ на за-

данный гранулометрический состав руды в рамках концепции «mine-to-mill»: современное со-

стояние и перспективы // Известия Томского политехнического университета. Инжиниринг гео-

ресурсов. — 2021. — Т. 332. — № 7. — С. 65—74. DOI: 10.18799/24131830/2021/7/3264.

19.

Жариков С. Н.

Взаимосвязь удельных энергетических характеристик процессов шаро-

шечного бурения и взрывного разрушения массива горных пород: Aвтореф. дис. … канд. техн.

наук. — Екатеринбург: ИГД Уро РАН, 2011. — 25 с.

20.

Мишнев В. И.

Плотников А. Ю.

Галимьянов Ал. А.

Казарина Е. Н.

Галимьянов Ан. А.

Гевало К. В.

Влияние эмульсионных взрывчатых веществ на скорость детонации скважинного

заряда // Горная промышленность. — 2022. — № 6. — С. 69—73. DOI: 10.30686/1609-9192-

2022-6-69-73.

21.

Mohammad Babaei Khorzoughi, Hall R., Apel D.

Rock fracture density characterization using

measurement while drilling (MWD) techniques // International Journal of Mining Science and Tech-

nology. 2018, vol. 29, no. 6, pp. 859—864 DOI: 10.1016/j.ijmst.2018.01.001.

22.

Жариков С. Н.

Шеменев В. Г.

Кутуев В. А.

Способы уточнения свойств горных пород

при производстве буровзрывных работ // Устойчивое развитие горных территорий. — 2017. —

№ 1 (31). — С. 74—80.

23.

Плотников А. Ю.

Лысак Ю. А.

Шевкун Е. Б.

Лещинский А. В.

Взрывное рыхление

горных пород на карьерах группы компаний «Петропавловск» // Горный журнал. — 2022. —

№ 2. — С. 45—50. DOI: 10.17580/gzh.2022.02.07.

24.

Navarro J., Seidl T., Hartlieb Ph., Sanchidrián J. A., Segarra P., Couceiro P., Schimek P., Godoy C.

Blastability and ore grade assessment from drill monitoring for open pit applications // Rock Mecha-

nics and Rock Engineering. 2021, vol. 54, no. 4, pp. 3209—3228. DOI: 10.1007/s00603-020-02354-2.

25.

Rai Piyush, Schunnesson Hakan, Lindqvist Per-Arne, Kumar Uday

Measurement-while-drilling

technique and its scope in design and prediction of rock blasting // International Journal of Mining Sci-

ence and Technology. 2016, vol. 26, no. 4, pp. 711—719. DOI: 10.1016/j.ijmst.2016.05.025.

26.

Teale R

. The concept of specic energy in rock drilling // International Journal of Rock Mechan-

ics and Mining Sciences and Geomechanics Abstracts. 1965, vol. 2, pp. 57—73. DOI: 10.1016/0148-

9062(65)90022-7.

27.

Виноградов Ю. И.

Хохлов С. В.

Зигангиров Р. Р.

Рахманов Р. А.

К вопросу проектирова-

ния буровзрывных работ на месторождениях со сложным геологическим строением на примере

Куранахского рудного поля // Взрывное дело. — 2022. — № 137/94. — С. 45—65.

28.

Коршунов В. А.

Павлович А. А.

Бажуков А. А.

Оценка сдвиговой прочности горных

пород по трещинам на основе результатов испытаний образцов сферическими инденторами //

Записки Горного института. — 2023. — Т. 262. — С. 606—618. DOI: 10.31897/PMI.2023.16.

29.

Молдован Д. В.

Чернобай В. И.

Соколов С. Т.

Баженова А. В.

Конструктивные решения

запирания продуктов взрыва во взрывной полости // Горный информационно-аналитический

бюллетень. — 2022. — № 6-2. — С. 5—17. DOI: 10.25018/0236_1493_2022_62_0_5.

30.

Крюков Г. М.

Модель взрывного рыхления горных пород на карьерах. Выход негабарита.

Средний размер кусков породы в развале [препринт]. — М.: Изд-во МГГУ, 2006. — 30 с.

31.

Вальков В. А.

Виноградов К. П.

Валькова Е. О.

Мустафин М. Г.

Создание растров вы-

сокой информативности по данным лазерного сканирования и аэрофотосъемки // Геодезия и

картография. — 2022. — № 11. — С. 40—49. DOI: 10.22389/0016-7126-989-11-40-49.

32.

Sekisov A. G.

Konareva T. G.

Lavrov A. Yu., Burov V. Yu.

Emirziadi E. S.

Efciency of using

peroxide-carbonate compounds in reagent complexes for leaching gold hard to recover from placer //

IOP Conference Series: Earth and Environmental Science. 2022, vol. 962, no. 1, article 012058. DOI:

10.1088/1755-1315/962/1/012058.

33.

Koteleva N., Valnev V.

Automatic detection of maintenance scenarios for equipment and cont-

rol systems in industry // Applied Sciences. 2023, vol. 13, no. 24, article 12997. DOI: 10.3390/app

132412997.

34.

Zhukovskiy Y., Buldysko A., Revin I.

Induction motor bearing fault diagnosis based on singular

value decomposition of the stator current // Energies. 2023, vol. 16, no. 8, article 3303. DOI: 10.3390/

en16083303.

35.

Koteleva N., Frenkel I.

Digital processing of seismic data from open-pit mining blasts // Ap-

plied Sciences. 2021, vol. 11, no. 1, article 383. DOI: 10.3390/app11010383.

REFERENCES

1. Arkhipov G. I. Mining industry of the Far Eastern Federal District: Structure, macroeconomic

performance and growth prospects.

Gornyi Zhurnal

. 2022, no. 9, pp. 15—21. [In Russ]. DOI: 10.17580/

gzh.2022.09.03.

2. Sobolev A. A., Galimyanov A. A. Technical and economical analysis of drilling and blasting

parameters depending on the depths increase in coal mining.

Ugol'

. 2022, no. 2 (1151), pp. 22—25. [In

Russ]. DOI: 10.18796/0041-5790-2022-2-22-25.

3. Rodionov V., Skripnik I., Kaverzneva T., Zhikharev S., Kriklivyy S., Panov S. Prerequisites

for applying the risk-based approach to assessing the explosive and re hazardous properties of un-

derground mining materials.

E3S Web of Conferences

. 2023, vol. 417, article 05013. DOI: 10.1051/

e3sconf/202341705013.

4. Fomin S. I., Govorov A. S. Validation of the chosen cutoff grade value in open pit mine design.

MIAB. Mining Inf. Anal. Bull.

2023, no. 12, pp. 169—181. [In Russ]. DOI: 10.25018/0236_1493_

2023_12_0_169.

5. Yastrebova K. N., Chernobay V. I., Moldovan D. V. Solving the issue of ventilating atmosphere

of opencast mining by resloping bench face.

International Journal of Advanced Science and Techno-

logy

. 2020, vol. 29, no. 1, pp. 1—6.

6. Korshunov G. I., Karimov A. M., Magamedov G. S., Tyulkin S. A. Reduction of respirable

dust-induced impact on open pit mine personnel in large-scale blasting.

MIAB. Mining Inf. Anal. Bull.

2023, no. 7, pp. 132—144. [In Russ]. DOI: 10.25018/0236_1493_2023_7_0_132.

7. Junhyeok Park, Kwangmin Kim Use of drilling performance to improve rock-breakage efcien-

cies. A part of mine-to-mill optimization studies in a hard-rock mine.

International Journal of Mining

Science and Technology

. 2020, vol. 3, no. 2, pp. 179—188. DOI: 10.1016/j.ijmst.2019.12.021.

8. Abbaspour H., Drebenstedt C., Badroddin M., Maghaminik A. Optimized design of drilling and

blasting operations in open pit mines under technical and economic uncertainties by system dynamic

modelling.

International Journal of Mining Science and Technology

. 2018, vol. 28, no. 6, pp. 839—

848. DOI: 10.1016/j.ijmst.2018.06.009.

9. Vinogradov Yu. I.

Issledovanie vliyaniya udel'nykh energozatrat i setki raspolozheniya skvazhin

na effektivnost' drobleniya gornykh porod vzryvom

[Study of the inuence of specic energy consump-

tion and well spacing on the efciency of rock crushing by explosion: abstract of thesis. dis. for the job

application scientist step],

Candidate’s thesis,

Leningrad, LGI, 1976, 22 p.

10. Padukov V. A.

Fiziko-tekhnicheskie osnovy otkrytoy razrabotki mestorozhdeniy

. Monogra-

ya [Physical and technical principles of eld development. Monograph], Saint-Petersburg, Izd-vo

«Gazprom», 2009, 56 p.

11. Kovalevich S., Zyryanov I., Chernobay V. Experience of drilling-and-blasting in diamond

elds in Yakutia.

Journal of Mining Science

. 2023, vol. 58, no. 6, pp. 953—965. DOI: 10.1134/

S1062739122060102.

12. Dolgii I. E., Nikolaev N. I. Resistance of rocks to crushing during well drilling.

Journal of Min-

ing Institute

. 2016, vol. 221, pp. 655—660. [In Russ]. DOI: 10.18454/pmi.2016.5.655.

13. Dunaev V. A., Ignatenko I. M., Ovsyannikov A. N., Godovnikov N. A. Methodology and auto-

mated system for assessing the explosiveness of rocks in quarries.

News of the Tula state university.

Sciences of Earth

. 2011, no. 2, pp. 159—172. [In Russ].

14. Ivanov S. L., Ivanova P. V., Kuvshinkin S. Y. Promising model range career excavators operat-

ing time assessment in real operating conditions.

Journal of Mining Institute

. 2020, vol. 242, pp. 228—

233. [In Russ]. DOI: 10.31897/PMI.2020.2.22.

15. Tangaev I. A.

Energoemkost' protsessov dobychi i pererabotki

[Energy intensity of mining and

processing processes], Moscow, Nedra, 1986, 231 p.

16. Sytenkov V. N. Energy consumption of technological processes as a criterion for selecting the

best available technologies in the Mine-to-Mill system.

News of the Tula state university. Sciences of

Earth

. 2020, no. 1, pp. 315—327. [In Russ]. DOI: 10.46689/2218-5194-2020-1-1-315-327.

17. Klyuev R. V., Bosikov I. I., Mayer A. V., Gavrina O. A. Comprehensive analysis of the use

of effective technologies to increase the sustainable development of the natural and technical system.

Sustainable Development of Mountain Territories

. 2020, vol. 12, no. 2 (44), pp. 283—290. [In Russ].

DOI: 10.21177/1998-4502-2020-12-2-283-290.

18. Marinin M. A., Evgrafov M. V., Dolzhikov V. V. Production of blasting operations for a given

granulometric composition of ore within the framework of the «mine-to-mill» concept: Current state

and prospects.

Bulletin of the Tomsk Polytechnic University. Geo Assets Engineering

. 2021, vol. 332,

no. 7, pp. 65—74. [In Russ]. DOI: 10.18799/24131830/2021/7/3264.

19. Zharikov S. N.

Vzaimosvyaz' udel'nykh energeticheskikh kharakteristik protsessov sharoshech-

nogo bureniya i vzryvnogo razrusheniya massiva gornykh porod

[The relationship between the specic

energy characteristics of the processes of roller drilling and explosive destruction of rock masses],

Candidate’s thesis,

Ekaterinburg, IGD Uro RAN, 2011, 25 p.

20. Mishnev V. I., Plotnikov A. Y., Galimyanov Al. A., Galimyanov A. A., Gevalo K. V. The effect

of emulsion explosives on the completeness of the detonation of the borehole charge.

Russian Mining

Industry

. 2022, no. 6, pp. 69—73. [In Russ]. DOI: 10.30686/1609-9192-2022-6-69-73.

21. Mohammad Babaei Khorzoughi, Hall R., Apel D. Rock fracture density characterization using

measurement while drilling (MWD) techniques.

International Journal of Mining Science and Technol-

ogy

. 2018, vol. 29, no. 6, pp. 859—864 DOI: 10.1016/j.ijmst.2018.01.001.

22. Zharikov S. N., Shemenev V. G., Kutuev V. A. Methods for clarifying the properties of rocks

during drilling and blasting operations.

Sustainable Development of Mountain Territories

. 2017, no. 1

(31), pp. 74—80. [In Russ].

23. Plotnikov A. Yu., Lysak Yu. A., Shevkun E. B., Leshchinskiy A. V. Explosive loosening of

rocks in the quarries of the Petropavlovsk group of companies.

Gornyi Zhurnal

. 2022, no. 2, pp. 45—

50. [In Russ]. DOI: 10.17580/gzh.2022.02.07.

24. Navarro J., Seidl T., Hartlieb Ph., Sanchidrián J. A., Segarra P., Couceiro P., Schimek P., Go-

doy C. Blastability and ore grade assessment from drill monitoring for open pit applications.

Rock

Mechanics and Rock Engineering

. 2021, vol. 54, no. 4, pp. 3209—3228. DOI: 10.1007/s00603-020-

02354-2.

25. Rai Piyush, Schunnesson Hakan, Lindqvist Per-Arne, Kumar Uday Measurement-while-drill-

ing technique and its scope in design and prediction of rock blasting.

International Journal of Mining

Science and Technology

. 2016, vol. 26, no. 4, pp. 711—719. DOI: 10.1016/j.ijmst.2016.05.025.

26. Teale R. The concept of specic energy in rock drilling.

International Journal of Rock Mechan-

ics and Mining Sciences and Geomechanics Abstracts

. 1965, vol. 2, pp. 57—73. DOI: 10.1016/0148-

9062(65)90022-7.

27. Vinogradov Yu. I., Khokhlov S. V., Zigangirov R. R., Rakhmanov R. A. To the question of

design of drilling and blasting works at deposits with a complex geological structure on the example of

the Kuranakh ore eld.

Explosion technology

. 2022, no. 137/94, pp. 45—65. [In Russ].

28. Korshunov V. A., Pavlovich A. A., Bazhukov A. A. Evaluation of the shear strength of rocks

by cracks based on the results of testing samples with spherical indentors.

Journal of Mining Institute

2023, vol. 262, pp. 606—618. [In Russ]. DOI: 10.31897/PMI.2023.16.

29. Moldovan D. V., Chernobay V. I., Sokolov S. T., Bazhenova A. V. Design concepts for explo-

sion products locking in chamber.

MIAB. Mining Inf. Anal. Bull.

2022, no. 6-2, pp. 5—17. [In Russ].

DOI: 10.25018/0236_1493_2022_62_0_5.

30. Kryukov G. M.

Model' vzryvnogo rykhleniya gornykh porod na kar'erakh. Vykhod negabarita.

Sredniy razmer kuskov porody v razvale

(preprint) [Model of explosive loosening of rocks in quarries.

Oversized output. Average size of rock pieces in collapse (preprint)] Moscow, Izd-vo MGGU, 2006, 30 p.

31. Valkov V. A. Vinogradov K. P. Valkova E. O. Mustan M. G. Creating highly informative

rasters based on laser scanning and aerial photography data.

Geodesy and cartography

. 2022, no. 11,

pp. 40—49. [In Russ]. DOI: 10.22389/0016-7126-989-11-40-49.

32. Sekisov A. G., Konareva T. G., Lavrov A. Yu., Burov V. Yu., Emirziadi E. S. Efciency of using

peroxide-carbonate compounds in reagent complexes for leaching gold hard to recover from placer.

IOP Conference Series: Earth and Environmental Science

. 2022, vol. 962, no. 1, article 012058. DOI:

10.1088/1755-1315/962/1/012058.

33. Koteleva N., Valnev V. Automatic detection of maintenance scenarios for equipment and cont-

rol systems in industry.

Applied Sciences

. 2023, vol. 13, no. 24, article 12997. DOI: 10.3390/app

132412997.

34. Zhukovskiy Y., Buldysko A., Revin I. Induction motor bearing fault diagnosis based on sin-

gular value decomposition of the stator current.

Energies

. 2023, vol. 16, no. 8, article 3303. DOI: 10.

3390/en16083303.

35. Koteleva N., Frenkel I. Digital processing of seismic data from open-pit mining blasts.

Applied

Sciences

. 2021, vol. 11, no. 1, article 383. DOI: 10.3390/app11010383.

ИНФОРМАЦИЯ ОБ АВТОРАХ

Виноградов Юрий Иванович

1 — канд. техн. наук,

доцент, старший научный сотрудник,

ORCID ID: 0000-0001-9468-2214,

Хохлов Сергей Владимирович

1 — канд. техн. наук,

доцент, доцент, ORCID ID: 0000-0003-1040-8328,

Зигангиров Рамиль Ринатович

1 — аспирант,

e-mail: s215070@stud.spmi.ru,

ORCID ID: 0000-0003-4876-3456,

1 Санкт-Петербургский горный университет императрицы Екатерины II.

Для контактов:

Зигангиров Р.Р., e-mail: s215070@stud.spmi.ru.

INFORMATION ABOUT THE AUTHORS

Yu.I. Vinogradov

1, Cand. Sci. (Eng.),

Assistant Professor, Senior Researcher,

ORCID ID: 0000-0001-9468-2214,

S.V. Khokhlov

1, Cand. Sci. (Eng.),

Assistant Professor, Assistant Professor,

ORCID ID: 0000-0003-1040-8328,

R.R. Zigangirov

1, Graduate Student,

e-mail: s215070@stud.spmi.ru,

ORCID ID: 0000-0003-4876-3456,

1 Empress Catherine II Saint-Petersburg Mining University,

199106, Saint-Petersburg, Russia.

Corresponding author:

R.R. Zigangirov, e-mail: s215070@stud.spmi.ru.

Получена редакцией 20.12.2023; получена после рецензии 24.01.2024; принята к печати 10.05.2024.

Received by the editors 20.12.2023; received after the review 24.01.2024; accepted for printing 10.05.2024.

ResearchGate has not been able to resolve any citations for this publication.

Automatic Detection of Maintenance Scenarios for Equipment and Control Systems in Industry

Article

Full-text available

Dec 2023

The well-known methods of scene extraction on video are focused on analyzing the similarity between frames. However, they do not all analyze the composition of the image scene, which may remain the same during maintenance. Therefore, this paper proposes an algorithm for equipment maintenance scene detection based on human hand tracking. It is based on the assumption that, when servicing technological equipment, it is possible to determine the change in repair action by the position of the service engineer’s hands. Thus, certain information and the algorithm that processes these changes allow us to segment the video into actions performed during the service. We process the time series obtained by moving the hand position using spectral singular value decomposition for multivariate time series. To verify the algorithm, we performed maintenance on the control cabinet of a mining conveyor and recorded the work on a first-person video, which was processed using the developed method. As a result, we obtained some scenes corresponding to opening the control cabinet, de-energizing the unit, and checking the contacts with a multimeter buzzer test. A third-person video of motor service was similarly processed. The algorithm demonstrated the results in separate scenes of removing screws, working with a multimeter, and disconnecting and replacing motor parts.

Induction Motor Bearing Fault Diagnosis Based on Singular Value Decomposition of the Stator Current

Article

Full-text available

Apr 2023

Among the most widespread systems in industrial plants are automated drive systems, the key and most common element of which is the induction motor. In view of challenging operating conditions of equipment, the task of fault detection based on the analysis of electrical parameters is relevant. The authors propose the identification of patterns characterizing the occurrence and development of the bearing defect by the singular analysis method as applied to the stator current signature. As a result of the decomposition, the time series of the three-phase current are represented by singular triples ordered by decreasing contribution, which are reconstructed into the form of time series for subsequent analysis using a Hankelization of matrices. Experimental studies with bearing damage imitation made it possible to establish the relationship between the changes in the contribution of the reconstructed time series and the presence of different levels of bearing defects. By using the contribution level and tracking the movement of the specific time series, it became possible to observe both the appearance of new components in the current signal and the changes in the contribution of the components corresponding to the defect to the overall structure. The authors verified the clustering results based on a visual assessment of the component matrices’ structure similarity using scattergrams and hierarchical clustering. The reconstruction of the time series from the results of the component grouping allows the use of these components for the subsequent prediction of faults development in electric motors.

Mining industry of the Far Eastern Federal District: Structure, macroeconomic performance and growth prospects

Article

Full-text available

Sep 2022

Gennadij Arhipov

Blastability and Ore Grade Assessment from Drill Monitoring for Open Pit Applications

Article

Full-text available

Jun 2021
ROCK MECH ROCK ENG

Blasting performance is influenced by mechanical and structural properties of the rock, on one side, and blast design parameters on the other. This paper describes a new methodology to assess rock mass quality from drill-monitoring data to guide blasting in open pit operations. Principal component analysis has been used to combine measurement while drilling (MWD) information from two drill rigs; corrections of the MWD parameters to minimize external influences other than the rock mass have been applied. First, a Structural factor has been developed to classify the rock condition in three classes (massive, fractured and heavily fractured). From it, a structural block model has been developed to simplify the recognition of rock classes. Video recording of the inner wall of 256 blastholes has been used to calibrate the results obtained. Secondly, a combined strength-grade factor has been obtained based on the analysis of the rock type description and strength properties from geology reports, assaying of drilling chips (ore/waste identification) and 3D unmanned aerial vehicle reconstructions of the post-blast bench face. Data from 302 blastholes, comprised of 26 blasts, have been used for this analysis. From the results, four categories have been identified: soft-waste, hard-waste, transition zone and hard-ore. The model determines zones of soft and hard waste rock (schisted sandstone and limestone, respectively), and hard ore zones (siderite rock type). Finally, the structural block model has been combined with the strength-grade factor in an overall rock factor. This factor, exclusively obtained from drill monitoring data, can provide an automatic assessment of rock structure, strength, and waste/ore identification.

Validation of the chosen cutoff grade value in open pit mine design

Article

Jan 2024

Experience of Drilling-and-Blasting in Diamond Fields in Yakutia

Article

Mar 2023

The effect of emulsion explosives on the completeness of the detonation of the borehole charge

Article

Jan 2023

The input control of explosive materials and the measurement of the detonation rate of the charge are important in the production of explosive work. The detonation rate of the explosive charge, as one of its most important characteristics affecting the quality of the explosion, depends on many factors, the main of which are: the quality of preparation of explosives and their components. Incorrectly selected parameters of drilling and blasting operations and poor quality of preparation of explosives lead to a decrease in the detonation rate up to detonation failures. In turn, detonation failures lead to an increase in material costs and an increase in the risk of negative events related to safety when handling explosive materials. The correct approach to preliminary quality control with the use of appropriate measurements will improve the efficiency and safety of preparing the rock mass for excavation by drilling and blasting. The article presents a technique for measuring the detonation velocity of a borehole charge with the corresponding results and conclusions, allowing timely measures to be taken to maintain the detonation velocity of explosives at the required level.

Design concepts for explosion products locking in chamber

Article

Jan 2022

TECHNICAL AND ECONOMICAL ANALYSIS OF DRILLING AND BLASTING PARAMETERS DEPENDING ON THE DEPTHS INCREASE IN COAL MINING

Article

Feb 2022

ПРОИЗВОДСТВО ВЗРЫВНЫХ РАБОТ НА ЗАДАННЫЙ ГРАНУЛОМЕТРИЧЕСКИЙ СОСТАВ РУДЫ В РАМКАХ КОНЦЕПЦИИ «MINE-TO-MILL»: СОВРЕМЕННОЕ СОСТОЯНИЕ И ПЕРСПЕКТИВЫ

Article

Jul 2021

Актуальность. Условия снижения содержания полезного компонента в руде, увеличения глубины отработки и уменьшения нераспределенного фонда месторождений обуславливают необходимость разработки эффективных решений процесса «карьер–фабрика», которые должны быть адаптированы под каждое конкретное горное предприятие и позволят оптимизировать производственные затраты. Целью исследования явилась разработка методологического подхода оценки влияния технологических факторов на производственную цепочку формирования затрат от добычи до измельчения руды. Объекты: золоторудные месторождения России, разрабатываемые открытым способом. Методы: анализ лучших технологических практик золотодобычи, включая анализ зарубежного и отечественного опыта организации процессов добычи и рудоподготовки; оценка влияния гранулометрического состава руды на технологические и эксплуатационные параметры и показатели работы выемочного оборудования карьера, дробильно-сортировочного комплекса и помольного оборудования золотоизвлекательной фабрики (производительность, анализ цикла, расхода электроэнергии и нормируемых материалов). Результаты. Приведен обзор современного состояния вопроса производства буровзрывных работ на заданный гранулометрический состав в рамках концепции «mine-to-mill» для условий открытой разработки месторождений рудного золота. Научное исследование направлено на достижение максимальной производительности горнотранспортного оборудования карьера, дробильно-сортировочного комплекса и помольного оборудования золотоизвлекательной фабрики. Это позволит не только получить стабильное качество извлекаемого сырья, оптимизировать расходы на дальнейшую рудоподготовку, но и повысить полноту извлечения полезного ископаемого в соответствии с принципами рационального недропользования. Исходя из опыта мировой практики производства буровзрывных работ, приведен комплекс рекомендательных мероприятий при подготовке и производстве взрывных работ на заданный гранулометрический состав руды в рамках концепции «mine-to-mill».

Energy-based concept for calculating explosive weight in open pit mining given variable physical and mechanical properties of rocks

Abstract

Recommended publications

Automated Blast Hole Logging and Design

Optimization of specific energy consumption for rock crushing by explosion at deposits with complex...

Optimization of specific energy consumption for rock crushing by explosion at deposits with complex...

Estimating the blast sill thickness using changepoint analysis of MWD data

Effect of explosive detonation velocity on the degree of rock pre-fracturing during blasting