ON THE PRESERVATION OF CRYSTALS IN KIMBERLITE ORE DURING BREAKAGE
ON THE PRESERVATION OF CRYSTALS IN KIMBERLITE ORE DURING BREAKAGE
Abstract
The efficiency of mineral extraction, in terms of ore body development, is determined by such parameters as losses and dilution
, which are among the most important planning, reporting and control indicators for assessing the quality of work of mining enterprises, taking into account economic, geological, technological and organizational conditions at mines and open pits. On the example of the ‘Udachny’ mine, the technology of diamond mining with the use of drilling and blasting operations (DBO) was reviewed. The factors influencing the output of oversize and destruction of extracted crystals are identified. The necessary parameters were calculated to reduce the oversize output and ensure the safety of mined crystals. On the basis of this calculation, the DBO passport was adjusted and a method of improving the diamond-bearing kimberlite stripping was proposed . An economic analysis was performed, which confirmed the effectiveness of the proposed method relative to the existing one.1. Введение
Основным направлением экономического и социального развития нашего общества предусматривается интенсификация производства на базе научно-технического прогресса. При этом важная роль отводится горнодобывающей промышленности.
Развитие промышленного производства обуславливает повышенную потребность в основных видах минерального сырья и продуктов его переработки. Для чего необходимо значительное наращивание объемов добычи полезных ископаемых с сохранением качества добываемого сырья
. Важную роль в процессе добычи полезного ископаемого отводят отбойке руд. Для этого широко применяются буровзрывные работы. Причем, в зависимости от степени оптимизации параметров буровзрывных работ, могут существенно изменяться технико-экономические показатели всего процесса очистной выемки.Однако до настоящего времени не предложено общепризнанной теории разрушения горных пород взрывом. В связи с этим имеются самые различные, а иногда совершенно противоположные концепции механизма разрушения горных пород.
Важное место в комплексе научно-технических мероприятий занимает разработка технологий, направленных на полное извлечение из недр качественного кристаллосодержащего сырья
, основанных на щадящем режиме динамического воздействия взрыва, обеспечивающего сохранность добываемых кристаллов.В настоящее время разработаны технологии буровзрывных работ с использованием мало плотных взрывчатых веществ местного приготовления, снижающих интенсивность напряжений в ближайшей зоне почти на два порядка, обуславливая тем самым повышение выхода крупных классов на 30-40%, чем при использовании обычных взрывчатых веществ заводского приготовления. Однако авторы разработанной технологии определяют параметры взрывания и характеристики взрывчатого вещества экспериментально, без каких-либо научно-технических обоснований этих характеристик.
Отдельные положения данной статьи написаны с помощью нейросети Яндекс.
2. Принцип исследования
Известно, что разрушение массива происходит:
1. В зоне смятия – за счет критических напряжений на сжатие.
2. В зоне трещинообразования – за счет критических напряжений на срез.
Учитывая эти обстоятельства, представляется возможным провести научное обоснование необходимых технических характеристик применяемого ВВ, в зависимости от конкретных горно-геологических и горнотехнических условий, при которых будет обеспечена сохранность добываемых кристаллов:
1. Напряжение в зоне смятия, возникающее при взрыве ВВ, должно быть ниже предела прочности на сжатие добываемых кристаллов, то есть:
Где σсж – напряжение, возникающее в зоне смятия, Мпа; [σк] – предел прочности на сжатие добываемых кристаллов, МПа
2. Напряжение в зоне трещинообразования, возникающее при взрыве ВВ, должно быть ниже предела прочности на срез добываемых кристаллов, то есть:
Где τтр – напряжение, возникающее в зоне трещинообразования, МПа; [τк] – предел прочности на срез добываемых кристаллов, МПа
Учитывая вышеизложенное, определяем предельно допустимую нагрузку на параметры взрывания массива, для обеспечения сохранности добываемых кристаллов:
1. В зоне смятия (максимальная нагрузка возникает на контакте заряд-массив):
Где P1 – взрывная нагрузка на заряд-массив, МПа; [σк] - предельно допустимая нагрузка на кристалл при сжатии, МПа
2. В зоне трещинообразования (максимальная нагрузка возникает на контакте: зона смятия-зона трещинообразования):
Где P2 – предельно допустимая нагрузка на контакте зон смятия – трещинообразования, Мпа; [τк] - предельно допустимая нагрузка на кристалл при срезе, МПа; σм – предел прочности вмещающих пород на сжатие, МПа.
Из двух полученных значений определяем предельно допустимую взрывную нагрузку P, обеспечивающую сохранность добываемых кристаллов: P=min{P1, P2}
(где g – плотность заряжания, кг/м3; D – скорость детонации применяемого ВВ, м/с) которое создаст при взрыве расчётное давление.
На примере рудника «Удачный» приведём пример расчёта параметров БВР, при отбойке алмазосодержащих кимберлитов
, . Крепость кимберлитов – 60 МПа, предел прочности на срез – 18 МПа, предельно допустимая нагрузка на алмаз при сжатии – 1961 МПа, предельно допустимая нагрузка на алмаз при срезе – 588 МПа, диаметр скважин – 102 мм, Заряжание скважин производится ВВ Граммонит М 21, плотность заряжания 1200 кг/м3.3. Расчёт параметров БВР
После выбора подходящего заводского ВВ с нужными характеристиками вычислим параметры взрывания для конкретных горно-геологических и горнотехнических условий
, , , :1. Вычислим допустимую взрывную нагрузку на массив в зоне смятия по формуле 1:
2. Вычислим допустимую взрывчатую нагрузку на массив в зоне трещинообразования по формуле 2:
3. Определим предельно допустимую нагрузку на массив:
4. Вычислим взрывную нагрузку на массив в зоне смятия по формуле 3:
Как мы видим, давление, развиваемое продуктами детонации ВВ на предприятии, превышает предельно допустимую нагрузку на алмаз, что приводит его к сильному разрушению.
Для того чтобы получить предельно допустимую нагрузку (980 МПа) – уменьшим плотность заряжания ВВ (на руднике «Удачный» она составляет 1200 кг/м3) т.к. скорость детонации изменить мы не можем
5. Вычислим радиус образующейся взрывной воронки для монолита:
Где dсм – диаметр скважины, м; p – предельно допустимая нагрузка; σсж-0,25 – предел прочности на сжатие; τср – предел прочности на срез.
6. Вычисляем коэффициент структурного ослабления:
7. Вычислим радиус взрывной воронки для условий отбойки кимберлитов:
8. Вычисляем линию наименьшего сопротивления:
Таким образом, использование полученных закономерностей по определению зон смятия и трещинообразования в горном массиве позволяет с большой степенью точности определить параметры отбойки кристаллосодержащих руд, обеспечивая при этом сохранность добываемых кристаллов.

Рисунок 1 - Схема разбуривания вееров при отбойке основного массива на подэтажных горизонтах
Примечание: Ø скважин 102 мм
Таблица 1 - Параметры БВР в подэтаже -365/-398 м
№ скважины | Длина скважины, м | Длина заряжаемой части, м | Величина недозаряда, м | Масса заряда взрывчатых веществ, кг |
1 | 20,2 | 19,2 | 1 | 173 |
2 | 29,4 | 24,4 | 5 | 220 |
3 | 34,2 | 24,2 | 10 | 218 |
4 | 41,5 | 40,5 | 1 | 365 |
5 | 48,6 | 47,6 | 1 | 428 |
6 | 40,1 | 35,1 | 5 | 316 |
7 | 33,3 | 23,3 | 10 | 210 |
8 | 29,3 | 24,3 | 5 | 219 |
9 | 20 | 19,0 | 1 | 171 |
Всего | 296,6 | 257,6 | 39 | 2320 |
Таблица 2 - Показатели взрыва единичного веера в подэтаже -365/-398 м
№ | Показатель | Единица измерения | Всего |
1 | Объем отбиваемой руды | м3 | 1943 |
тн | 4896 | ||
2 | Линия наименьшего сопротивления (ЛНС) | м | 3,5 |
3 | Диаметр скважин | мм | 102 |
4 | Средняя глубина скважин | м. | 33,0 |
5 | Общая длина скважин | м. | 296,6 |
6 | Количество скважин | шт. | 9 |
7 | Заряжаемая длина скважин | м | 257,6 |
8 | Количество ВВ | ||
Граммонит М 21 | кг | 2318 | |
ИСКРА-Ш (ИСКРА-Т) | шт. | 18 | |
9 | Удельный расход ВВ | кг/м3 | 1,2 |
10 | Выход руды с 1 п. м. скважины | т/м | 16,5 |

Рисунок 2 - Схема разбуривания вееров при отбойке основного массива на подэтажных горизонтах, с диаметром скважин 102 мм при совершенствовании буровзрывных работ
Таблица 3 - Параметры буровзрывных работ при совершенствовании буровзрывных работ
№ скважины | Длина скважины,м | Длина заряжаемой части, м | Величина недозаряда, м | Масса заряда взрывчатых веществ, кг |
1 | 21,3 | 20,5 | 0,8 | 120,4 |
2 | 29,4 | 27 | 2,4 | 158,5 |
3 | 30,5 | 25,7 | 4,8 | 150,9 |
4 | 36,4 | 35,6 | 0,8 | 209 |
5 | 41,9 | 39,5 | 2,4 | 231,9 |
6 | 48,4 | 47,6 | 0,8 | 279,5 |
7 | 41,9 | 37,1 | 4,8 | 217,8 |
8 | 36,7 | 35.9 | 0,8 | 210,8 |
9 | 30,2 | 25,4 | 4,8 | 149,1 |
10 | 28,7 | 26,3 | 2,4 | 154,4 |
11 | 21 | 20,2 | 0,8 | 118,6 |
Всего | 366,4 | 304,9 | 25,6 | 2000,9 |
Таблица 4 - Показатели взрыва при совершенствовании буровзрывных работ
№№ п/п | Показатель | Единица измерения | Всего |
1 | Объем отбиваемой руды | м3 | 1285 |
тн | 3238 | ||
2 | Линия наименьшего сопротивления (ЛНС) | м | 1,6 |
3 | Диаметр скважин | мм | 102 |
4 | Средняя глубина скважин | м. | 31,4 |
5 | Общая длина скважин | м. | 345,4 |
6 | Количество скважин | шт. | 11 |
7 | Заряжаемая длина скважин | м | 304,9 |
8 | Количество ВВ | ||
ВВ | кг | 2009,7 | |
ИСКРА-Ш (ИСКРА-Т) | шт. | 22 | |
9 | Удельный расход ВВ | кг/м3 | 1,56 |
10 | Выход руды с 1 п. м. | т/м | 9,38 |
Как мы видим, после совершенствования буровзрывных работ, количество скважин в веере увеличилось на 2, соответственно общая длинна скважин увеличилась на 48,5 м., но за счет того, что мы уменьшили плотность заряжания, масса заряда ВВ уменьшилась на 318 кг.
4. Расчёт и сравнение экономических показателей
Зная параметры буровзрывных работ, стоимость ВВ и бурения скважин на 1 пог. м., рассчитаем и сравним затраты на ВВ и бурения для исходного веера и веера при совершенствовании буровзрывных работ.
Затраты на бурение:
где lобщ – общая длинна всех скважин, м.; Cб – стоимость бурения скважины диаметром 102 мм на, 1 погонный метр, руб.
Затраты на бурение до совершенствования буровзрывных работ:
Затраты на бурение после совершенствования буровзрывных работ:
Затраты на взрывчатое вещество:
Затраты на ВВ (Граммонит М21) до совершенствования буровзрывных работ:
Затраты на ВВ (Граммонит М21) после совершенствования буровзрывных работ:
Из расчетов видно, что затраты на бурение увеличились, а на ВВ уменьшились.
Одним из недостатков скважинной отбойки с веерным расположением является повышенный выход негабарита. Дробление негабарита производится взрывным способом, накладными зарядами, также стационарными и передвижными бутобоями. На руднике Удачный для этого выделяется целая смена. При этом затраты на вторичное дробление в процентном соотношении к затратам на отбойку могут составлять скважинами ~ 50–60%. Один из главных недостатков – необходимость в людских ресурсах, которые будут подвергаться риску. Также дробление негабаритов вызывают простои в работе, связанные с необходимостью перерывов на производство взрывных работ и проветривание забоя после взрыва.
Рассчитаем выход негабарита, %
По формуле А.О. Баранова рассчитаем выход негабарита, до и после совершенствования буровзрывных работ, на руднике Удачный:
где W – линия наименьшего сопротивления, м; d – диаметр скважины, м.
До уменьшения плотности заряда:
После уменьшения плотности заряда:
Как мы видим выход негабарита уменьшился почти в 3 раза, что уменьшает затраты на его дробление.
В среднем на один забой затрачивается около 24 тыс. руб. для дробления негабарита, после совершенствования буровзрывных работ, этот показатель может уменьшиться до 8 тыс. руб. что, несомненно, в объемах всего рудника, значительно снизит лишние затраты и простои.
Таблица 5 - Сравнение экономических показателей схем до и после совершенствования БВР
Показатель | Затраты, руб. | |
До совершенствования БВР | После совершенствования БВР | |
Бурение | 361 852 | 421 022 |
Граммонит М21 | 349 200 | 301 455 |
Выход негабарита | 24 000 | 8 000 |
Итого | 735 052 | 730 477 |
5. Заключение
При сравнении вариантов отбойки, алмазосодержащей руды – кимберлит, при системе разработки подэтажным обрушением с торцовым выпуском, проектного варианта и предложенного, при теоретическом анализе, были получены следующие результаты: после совершенствования буровзрывных работ, за счет изменения скважинной сетки, улучшились экономические показатели, общая стоимость затрачиваемых средств снизилась на 5 тыс. руб. в среднем на один забой. Также была достигнута главная цель – это сохранение целостности кристаллов, которая при продаже будет напрямую влиять на стоимость продукта.