CC BY
15ПОДГОТОВКА ГОРНОЙ МАССЫ К ТРАНСПОРТИРОВАНИЮ ЛЕНТОЧНЫМИ КОНВЕЙЕРАМИ
PREPARATION OF ROCK MASS FOR TRANSPORT ON BELT CONVEYOR
УДК 622.235 DOI: 10.24411/2658-4964-2020-1080
Лещинский Александр Валентинович, д.т.н. профессор, профессор кафедры «Транспортно - технологических систем в строительстве и горном деле» Тихоокеанский государственный университет Россия, г. Хабаровск Шевкун Евгений Борисович, д.т.н. профессор, профессор кафедры «Транспортно - технологических систем в строительстве и горном деле» Тихоокеанский государственный университет Россия, г. Хабаровск Дерипас Дмитрий Александрович, магистрант по направлению «23.04.02 Наземные транспортно-технологические комплексы» Тихоокеанский государственный университет Россия, г. Хабаровск
Leshchinsky Alexander Valentinovich, [email protected] Shevkun Evgeny Borisovich, [email protected] Deripas Dmitry Alexandrovich, [email protected]
Аннотация
По мере увеличения глубины карьеров усложняется вскрытие нижележащих горизонтов и возрастают объемы вскрышных работ, увеличивается число транспортных горизонтов и возрастает длина автомобильных и железных дорог. Это требует коренного изменения технологических схем добычи, и прежде всего применения циклично -поточной технологии. В последние годы технология взрывания значительно изменилась, появились неэлектрические системы инициирования, взрывание проводится отдельно в каждой скважине, а главное - с большими интервалами между взрывами. При проведении взрывных работ с большими интервалами замедления имеется необходимое время для прорастания трещин на полную глубину под распирающим действием продуктов детонации последующих зарядов. В связи с этим увеличивается возможность проникновения сильно сжатых продуктов взрыва в трещины и активного их расклинивания, что
выражается снижением действия ПВ в сторону устья скважины при взрыве следующих зарядов - всё большее их количество уходит в возникшие от предыдущих зарядов трещины, способствуя их развитию. Этим обеспечивается возможность отказа от применения забойки при увеличении качества дробления пород. Практически отсутствует разлет кусков горной массы, что позволит отказаться от установки укрытий и уборки оборудования при взрыве. Отпадает необходимость дополнительно измельчать куски породы до необходимого размера и использовать самоходные дробильные установки. Таким образом, при взрывании с большими промежутками значительно упрощается циклично-поточная технология добычи полезных ископаемых в глубоких карьерах, повышается производительность и снижаются затраты на производство работ.
Summary
With increasing depth of pits is complicated by a dissection of underlying horizons and increase the volume of Stripping increased the number of transport layers and increases the length of roads and Railways.This requires a radical change in the technological schemes of production, and first of all, the use of cyclical-flow technology. In recent years, the technology of blasting has changed significantly, non-electric initiation systems have appeared, the blasting is carried out separately in each well, and most importantly - with long intervals between explosions. When carrying out blasting operations with large deceleration intervals, there is a necessary time for the cracks to grow to full depth under the bursting action of the detonation products of subsequent charges. In this regard, the possibility of penetration of highly compressed explosion products into cracks and their active wedging increases, which is expressed by a decrease in the action of PV towards the wellhead during the explosion of the next charges - an increasing number of them go into the cracks that have arisen from previous charges, contributing to their development. This makes it possible to avoid the use of the tamping while increasing the quality of rock crushing. There is practically no scattering of pieces of rock mass, which makes it possible to refuse to install shelters and clean up equipment in the event of an explosion. There is no need to further grind rock chunks to the required size and use self-propelled crushing plants. Thus, when blasting with long intervals, the cyclical-flow technology of mining in deep pits is significantly simplified, productivity increases and costs for work are reduced.
Ключевые слова: глубокий карьер, циклично-поточная технология, мелкое дробление, взрывное рыхление пород
Keywords: deep open pit, cyclical-and-continuous technology, fine crushing, explosive rock.breakage
По мере увеличения глубины карьеров усложняется вскрытие нижележащих горизонтов и возрастают объемы вскрышных работ, увеличивается число транспортных горизонтов и возрастает длина автомобильных и железных дорог. Отработка карьеров ниже отметки 300 м с помощью автотранспорта представляет собой сложную техническую и экономическую проблему. Отечественные машины грузоподъемностью 110.. .180 т на больших глубинах могут работать при уклоне дорог 5 % вместо 8 по СНиП, что приводит к выемке значительных дополнительных объемов вскрышных работ в конечных контурах карьеров. Кроме того, велик ущерб от простоев карьера по причине загазованности. Это требует коренного изменения технологических схем добычи, и прежде всего применения циклично-поточной и поточной технологий.
Существуют различные схемы циклично-поточной технологии (ЦПТ), наиболее гибкой считается такая технология, когда в первом транспортном звене применяют технику цикличного действия - одноковшовые экскаваторы, а в последующих звеньях производства - технику непрерывного действия -забойные, передаточные и отвальные ленточные конвейеры.
Ограниченное применение в настоящее время имеют именно забойные конвейеры, заменяемые автосамосвалами, по следующим основным причинам:
- успешная работа конвейерного транспорта горной массы из забоя возможна в том случае, если ее кусковатость не превышает 300.400 мм;
- необходимость в демонтаже конвейера и удалении его с уступа на время проведения взрывных работ. Таким образом, ставится задача совершенствования циклично-поточной технологии.
Решение задачи предпринималась ранее и в 2013 изложено в работе [1]. Предложен вариант циклично-поточной технологии разработки глубоких карьеров, направленный на решение следующих задач:
- минимизировать размер кусков взорванной породы увеличением времени действия взрыва на массив рассредоточением заряда ВВ воздушным промежутком в комбинации с невылетающей до разрушения массива короткой забойкой;
- ликвидировать подготовительно-восстановительные операции применением специальных укрытий для локализации взрыва;
- доизмельчать неизбежно остающиеся крупные куски породы до размеров, определяемых возможностями ленточных конвейеров,
применением самоходного дробильного агрегата с дробилкой специальной конструкции [2].
Способ поточной отработки скальных горных пород с использованием одноковшового экскаватора, самоходного дробильного агрегата и конвейеров осуществляется по схеме, представленной на рис. 1.
Рис. 1. Технологическая схема выемки горных пород с использованием
непрерывного транспорта
Вначале на уступе создают достаточный запас взорванной горной массы, обеспечивающий непрерывную работу выемочного оборудования на период времени, обеспечивающий выполнение работ по обуриванию и взрыванию последующих двух блоков. Затем разрабатываемая часть уступа делится на три эксплуатационных блока: блок обуривания 3, блок подготовки к взрыву 2 и блок выемки 1.
Блок 3 обуривают по принятой сетке взрывными скважинами 9, начиная работу бурового станка 12 с противоположной от блока подготовки к взрыву стороны. Это необходимо для того, чтобы взрывные скважины не были повреждены при взрыве блока 2, кроме того, буровой станок будет расположен за пределами запретной зоны. Количество буровых станков определяется производительностью экскаватора - блок 3 должен быть обурен за время, в течение которого экскаватор на блоке 1 продвинется при выемке на длину блока обуривания. После взрыва добуривают запретную 30-ти метровую зону.
Первая задача - минимизация размера кусков взорванной породы увеличением времени действия взрыва на массив решалась следующим образом. Необходимым и достаточным критерием максимальной передачи энергии взрыва в массив является рассредоточенный воздушным
промежутком заряд в комбинации с невылетающей до разрушения массива короткой забойкой.
Наиболее технологичным и дешевым в настоящее время является выполнение воздушного промежутка из вспененного полистирола, чехлом Матренина, скважинным затвором и пр. Таким образом, решен вопрос рассредоточения зарядов ВВ в любых горно-геологических и геокриологических условиях карьеров.
Другим условием, обеспечивающим хорошее дробление породы, является надежная забойка скважин. Создание нашедшей наибольшее применение на карьерах засыпной забойки связано с определенными трудностями. Так, использование в качестве забойки буровой мелочи не всегда возможно, а подвозка сыпучего материала для забойки требует дополнительных затрат. Кроме того, надежность засыпной забойки обеспечивается при большой ее длине, что ведет к увеличенному выходу негабарита. Разработаны и исследованы более 30 вариантов конструкций укороченных забоек. Применение того или иного типа комбинированной забойки зависит от состояния стенок заряжаемой скважины: в скважинах с вывалами и трещинами в стенках - бетонно-засыпные забойки; в скважинах с гладкими стенками, но разрушенным устьем - бетонно-распорные; в скважинах с гладкими, без трещин и вывалов стенками - распорно-засыпные забойки.
Таким образом, решен вопрос надежной забойки взрывных скважин, что совместно с рассредоточением зарядов ВВ увеличивает время действия взрыва на массив и, как следствие, минимизирует размер кусков взорванной породы.
Для решения второй задачи - ликвидации подготовительно-восстановительных работ было разработано и исследовано укрытие из изношенных автомобильных шин. Укрытие 11 укладывается после зарядки скважин на блоке 2 самоходным краном 10. Предлагаемое укрытие обладает значительными достоинствами по сравнению с известными: после взрыва все шины находятся на горизонте, на закапываясь в горную массу, стоимость укрытия низка при высокой долговечности, т.к. одна шина выдерживает несколько сотен взрывов [3]. Автошины снимают прямо с поверхности ранее взорванной горной массы, либо берут из накопительного объема, куда их помещают при предварительной уборке с ранее взорванного блока. Размещают автошины в направлении от блока 1 к блоку 3, с постепенным перемещением грузоподъемной техники по свободному пространству блока 2. После размещения автошин по всей укрываемой поверхности блока 2 их связывают в единое укрытие гибкими связями, выполненными из цепей,
канатов, проволоки-катанки и т. п. При взрывании в сторону конвейеров укрытие размещают и на откос уступа, для этого мат закрепляют на поверхности уступа с помощью канатов или цепей за анкеры, установленные в неглубоких скважинах за пределами взрываемого блока. Под матом из автошин размещается сетка, тогда вероятность разлета даже мелких кусков будет полностью исключена. Это позволяет на время взрыва не убирать технику из карьера, оставляя ее на безопасном тридцатиметровом расстоянии от взрываемого блока. Для обеспечения полной безопасности взрывы можно производить в разрыв между сменами или в обеденное время, когда рабочие уходят из карьера.
Подготовительно-восстановительные работы в данном случае будут заключаться лишь в планировке части блока обуривания, контактирующей с взорванным блоком.
Третья задача - доизмельчение неизбежно остающиеся крупных кусков породы до размеров, определяемых возможностями ленточных конвейеров, решается применением самоходного дробильного агрегата с дробилкой со ступенчатой формой камеры дробления. Такая дробилка, по сравнению с традиционной щековой дробилкой, имеет при том же размере загрузочного отверстия на 30 % меньшую высоту камеры дробления, не переизмельчает материал, обладает большей производительностью и меньшей энергоемкостью.
На блоке выемки экскаватор 4 выгружает горную массу в приемный бункер самоходного дробильного агрегата 5. На вибрационном грохоте приемного бункера порода предварительно сортируется на две фракции: куски породы размером до 400 мм отправляются на конвейер 6 под дробилку, более крупные куски измельчаются в дробилке и подаются на тот же конвейер, с которого горная масса поступает на забойный конвейер 7, а с него - на сборочный конвейер 8.
Буровые станки 11 обуривают в первую очередь часть блока, отстоящую от заряжаемого блока на ширину запретной зоны. Для обеспечения производительности по бурению, заданной производительностью экскаватора, устанавливается необходимое количество буровых станков. После взрыва добуривают запретную 30-ти метровую зону, одновременно проводя зарядку блока. После завершения обуривания блока буровые станки переходят на следующий блок.
Циклично-поточная технология с применением ленточно-колесных конвейеров предусматривает установку перед ленточным конвейером
лопастного перегружателя, в который порода загружается непосредственно экскаватором или подвозится автосамосвалами [4].
Таким образом, для создания циклично-поточной технологии выемки горных пород на карьерах, были созданы все необходимые предпосылки: рассредоточение воздушными промежутками зарядов в комбинации с невылетающими до разрушения массива забойками, установка на взрываемом блоке газопроницаемого укрытия в виде мата, связанного из изношенных автомобильных шин, доизмельчение крупных кусков породы - в самоходном дробильном агрегате, оборудованном щековой дробилкой со ступенчатой камерой дробления.
Однако в начале XXI века условия взрывания были другими: инициирование проводилось с помощью детонирующего шнура, короткозамедленное взрывание проводилось порядно, с интервалами замедления 25 и 47 мс. Кроме того, большим недостатком рассмотренной технологии является необходимость применять самоходную дробилку крупного дробления, которая не изготавливается в настоящее время мировой промышленностью. Кроме того, довольно трудоемкой операцией является укладка и уборка после взрыва укрытия из упругих элементов.
Последние теоретические и экспериментальные исследования, проведенные на кафедре «Транспортно-технологические системы в строительстве и горном деле» Тихоокеанского государственного университета позволяют значительно снизить затраты на внедрение ЦПТ.
При переходе на НСИ и электронные системы взрывания на предприятиях ООО «АВТ-Амур» были выполнены исследования по существенному увеличению интервалов замедления электронной системой инициирования Davey Tronic с программированием детонаторов на замедление 275 мс по рядам и 300 мс между рядами скважин и неэлектрической системой инициирования «Rionel» с замедлением между скважинами в ряду 150 мс и между рядами - 200 мс. Выполненные экспериментальные взрывы позволили в дальнейшем расширить сетку скважин диаметром 215 мм с 5х6 до 7х7 м, увеличить выход взорванной горной массы с 18,9 до 25,7 м3/м, уменьшить величину удельного расхода ВВ с 0,98 до 0,84 кг/м3 и величину перебура на 1 м при сохранении качества дробления. Отмечено также, что крупные куски горной массы часто разваливаются в забое под воздействием ковша экскаватора, что подтверждает существенное развитие трещиноватости при длительном многократном воздействии волн напряжения в режиме «сжатие-растяжение», возможном только при таких больших интервалах замедления.
Замедление в 150 мс и более позволяет вести отбойку каждой скважиной (можно применить термин поскважинная отбойка) не на раскрытые трещины, как при замедлениях в 40-80 мс, а на свободную поверхность, что позволяет сформировать развал горной массы с относительно спокойной поверхностью и уменьшить его высоту при сохранении качества дробления. В ходе многолетнего применения увеличенных интервалов замедления на предприятиях ООО «АВТ-Амур» было установлено, что и при отсутствии забойки качество дробления остаётся высоким, а разброса горной массы за пределы блока практически нет.
С целью установления возможности отказа от применения забойки скважин, прежде всего в зимних условиях, когда буровой шлам из обводнённых скважин смерзается и возникает необходимость завоза забоечного материала извне, что тоже проблематично при низких температурах, 21 августа 2016 г. на карьере № 5 (Восток), гор. + 200 м был проведён экспериментальный массовый взрыв блока № 518-190-4 91-В с видеосъёмкой. Блок был разделён на две примерно равные части: одна часть с забойкой скважин буровым шламом, вторая часть без забойки (рис. 2)..
Рис. 2 Вид экспериментального блока до взрыва
Блок взорван с применением неэлектрической системы RЮNEL. Замедление между скважинами поверхностной сети выполнено устройством RЮNEL Х: в ряду 200 мс, между рядами - 150 мс. Инициирование внутрискважинной сети выполнено устройством ЯГОМ^ MS-30 с замедлением 750 мс. Инициирование поверхностной сети скважинных зарядов блока проводили с середины блока по схеме «взрыв в зажиме» (рис. 3) с началом в той части блока, где скважины заряжены без забойки.
Горные породы экспериментального блока представлены скальными породами средней крепости. Блок объёмом 71,6 тыс. м3 обурен 221 скважиной (22 ряда) диаметром 215 мм глубиной 11 м, сетка расположения скважин -6,0^6,0 м, высота уступа - 10 м.
Общий расход ВВ - 66 631,5 кг, в т. ч. нитронит Э70 - 66 300 кг, ПТ-П750 - 331,5 кг; фактический удельный расход ВВ составил 0,88 кг/м3. Масса заряда скважины - 300 кг..
Рис. 3. Схема взрывания экспериментального блока
Покадровая развёртка видеозаписи взрыва позволила установить закономерное снижение величины газопылевого выброса из скважин без забойки и забоечного материала из скважин с забойкой по мере развития взрыва во времени и пространстве (рис. 4).
200 мс
2 000 мс
4 000 мс
7 000 мс
Рис. 4. Характерные кадры видеограммы взрыва Ещё более чётко такая зависимость прослеживается на рис. 5.
Динамика выброса забоечного материала
а
I
а -
—1
100
300
400
200 Время, мс
- Скв 1, начало выброса с 1240 мс; Скв 2, начало выброса с 2120 мс;
Скв 3, начало выброса с 2520 мс; — Скв 4, начало выброса с 3120 мс; ■ Скв 5, начало выброса с 3880 мс
а
б
Рис. 5. Динамика выбросов из скважин без забойки (а) и с забойкой (б)
Анализируя рис. 3-5, можно сделать следующие заключения о процессе развития взрыва с замедлениями в 150х200 мс. От старта взрыва в скважине 116 по врубовому ряду части блока со скважинами без забойки расположено 10 скважин, занимающих 60 м длины блока и взрываемых через 150 мс. В работе [5] показано, что волна напряжения за 30 мс проходит расстояние около
50 м, следовательно, скорость волны напряжения составит около 1670 м/с, а скорость роста трещин - около 660 м/с. В аналогичных породах можно принять такие же скоростные параметры развития взрыва. Тогда, в нашем случае, к моменту взрыва вторых врубовых скважин 105 и 117 волна напряжения от взрыва первой скважины 116 за 150 мс пройдёт около 100 м и выйдет за пределы блока, радиус зоны трещинообразования может достичь предельной величины в 40Rз [6], а радиус зоны предразрушения, который по различным оценкам достигает от 60 до 250 радиусов заряда [7, 8, 9, 10], -величины в (200-250^з, т. е. 22-27,5 м. Принимаем для ориентировочного расчёта величину зоны трещинообразования до 9 м, а зоны предразрушения -44 м.
При взрыве первой врубовой скважины 116 зона предразрушения пройдёт через окрестности скважин 81-85, 91-96, 102-107, 113-115, 117, 118, 124-129, 135-140, 147-151. Перед взрывом последующих скважин волна напряжения производит формирование трещин в полном объёме зон трещинообразования и предразрушения в фазах сжатия и растяжения. При этом вполне достаточно времени на формирование трещин в обеих зонах до полного раскрытия. Волны напряжения поглощаются в зоне трещинообразования взорванных скважин, что необходимо учитывать при построении последующих зон предразрушения - они выглядят в виде секторов окружностей различной конфигурации. При больших интервалах замедления имеется необходимое время для прорастания трещин на полную глубину, соответствующую квазистатической стадии разрушения под действием распирающего действия продуктов детонации последующих зарядов. К. Хино [11] утверждает, что при КЗВ в результате взрыва зарядов предыдущей очереди образуются дополнительные поверхности обнажения, в которых распирающее действие газов взрыва последующей очереди продолжается от 10 до 100 мс.
Филд и Ладегаард-Педерсен [12] наблюдали в экспериментах, как газообразные продукты детонации вырываются из трещин в плексигласе, достигающих поверхности на ранних стадиях процесса. Заряд массой 40 мг ТЭНа располагался на дне шпура диаметром 3,3 мм и глубиной 65 мм на уровне подошвы уступа. ЛНС составляла 35 мм, взрывание производилось без забойки. По регистрограмме установлено, что процесс вылета продуктов детонации из зарядной полости заканчивается через 170-180 мс после инициирования заряда. Однако процесс развития трещин продолжается длительное время после полного истечения продуктов детонации из зарядной камеры до выхода их на свободную поверхность. В направлении ЛНС трещины достигают свободной поверхности через 304 мс после начала
инициирования, а в противоположном направлении - через 448 мс. Столь продолжительный рост трещин после полного истечения продуктов детонации из зарядной полости в вязком материале, каким является плексиглас, не может быть объяснён ни волновыми процессами, ни действием квазистатических напряжений. Наиболее вероятно, что развитие трещины обусловлено расклинивающим действием защемлённых в ней продуктов детонации. Обратное истечение продуктов детонации в зарядную полость после уменьшения в ней давления затруднено в связи с захлопыванием устьев трещин.
Многократное повторение чередующихся сжимающих и растягивающих напряжений приводит к раскрытию трещин и по краю блока с формированием за счёт этого гладкого откоса уступа и отсутствием нарушений за линией отрыва при хорошем качестве дробления (рис. 6).
Более качественный откол породы от массива и более крутой откос уступа свидетельствует о том, что большая часть энергии продуктов детонации передалась разрушаемому массиву [13].
В целом по результатам пятилетнего применения взрывного рыхления горных пород с увеличенными до 150-200 мс интервалами замедления можно сделать следующие выводы.
Рис. 6. Уступы на карьерах группы компаний «Петропавловска
Увеличенные интервалы замедления при поскважинном взрывании позволяют в 5-7 раз увеличить общее время действия на массив горных пород многократных знакопеременных нагрузок, прежде всего растягивающих напряжений. Растут длина и раскрытие трещин в зоне дробления и их число в зоне предразрушения. В первом случае увеличивается возможность проникновения сильно сжатых ПВ в трещины и активного их расклинивания, что выражается снижением действия ПВ в сторону устья скважины при взрыве следующих зарядов - всё большее их количество уходит в возникшие от предыдущих зарядов трещины, способствуя их развитию. Тем самым обеспечивается возможность отказа от применения забойки при сохранении качества дробления пород. Формируются гладкие устойчивые откосы уступов,
длительность сохранения таких откосов по факту достигла 5 лет. Во втором -растёт общая нарушенность массива, способствующая увеличению количества ослабленных участков, служащих местами зарождения точек разрушения, поскольку прочность всей системы определяется прочностью самого слабого места.
В сочетании с клиновым врубом в глубине блока, обеспечивающим режим взрывания «в зажиме>> качественные показатели на карьерах группы компаний «Петропавловска характеризуются компактным развалом связно -сыпучих пород со спокойным рельефом поверхности, способствующим снижению потерь и разубоживания полезного ископаемого, практическим отсутствием крупных фракций горной массы.
Таким образом, было установлено, что при поскважинном взрывании с большими замедлениями, с точки зрения безразлетного взрывания, качество дробления остаётся высоким, а разброса горной массы за пределы блока практически нет. Повысилась производительность выемочного оборудования, снижен удельный расход ВВ при одновременном улучшении качества проработки подошвы уступа и снижении сейсмического эффекта.
В связи с вышесказанным рекомендуется перейти к поскважинному взрыванию с большими замедлениями (более 150 мс). Так, 08.04.2020 г. был произведен промышленный взрыв на реке Маломыр в карьере Магнетитовый, горизонт 740-735, блок № 4. Количество скважин -776 штук, глубина скважины Lскв = 5,5 м, длина заряда ВВ Lзаp = 2,2 м, масса заряда Qзаp = 120,75 кг; удельный расход ВВ - 1,02 кг/м3. Объем взорванной горной массы Увзрг.м. = 92316 м3. Сетка скважин - 5х5 м. Интервал замедления - 200х400 мс. Количество ВВ на блоке - 93460 кг.
На рис. 7 представлены результаты взрыва. Куски породы размером более 300 мм практически отсутствуют (рис. 7, а), и одноковшовый экскаватор без задержек грузит горную массу в автосамосвал (рис. 7, б).
Таким образом, при взрывании с большими промежутками решается задача дробления горной массы до заданного размера, и передвижная дробильная установка не требуется.
Кроме того, на рабочей площадке отсутствуют куски горной массы, т. е. нет их разлета при взрыве и не требуется установка какого-либо укрытия.
Рис. 7. Результаты промышленного взрыва в карьере Магнетитовый: а - развал горной массы после взрыва; б - погрузка горной массы в
автосамосвал
Подобная картина наблюдается и при взывании с другими замедлениями.
Так например, в 2016 г. в карьере «Пионер>> производился аналогичный взрыв с замедлением 150х200 мс (рис. 8). Видно, что взорванная горная масса в кузове автосамосвала, в среднем, размером менее 100 мм.
Рис. 8. Результаты промышленного взрыва в карьере Пионер: размеры кусков горной массы в кузове автосамосвала
И в заключение. При проведении взрывных работ с большими интервалами замедления имеется необходимое время для прорастания трещин
на полную глубину под распирающим действием продуктов детонации последующих зарядов.
В связи с этим решаются поставленные задачи:
- увеличивается возможность проникновения сильно сжатых ПВ в трещины и активного их расклинивания, что выражается снижением действия ПВ в сторону устья скважины при взрыве следующих зарядов - всё большее их количество уходит в возникшие от предыдущих зарядов трещины, способствуя их развитию. Тем самым обеспечивается возможность отказа от применения забойки при сохранении качества дробления пород. Практически отсутствует разлет кусков горной массы, что позволит отказаться от установки укрытий и уборки оборудования при взрыве,
- растёт общая нарушенность массива, способствующая увеличению количества ослабленных участков, служащих местами зарождения точек разрушения, поскольку прочность всей системы определяется прочностью самого слабого мест, отпадает необходимость додрабливать куски породы до необходимого размера и использовать самоходные дробильные установки,
- формируются гладкие устойчивые откосы уступов, длительность сохранения таких откосов по факту достигла 5 лет
Таким образом, при взрывании с большими промежутками значительно упрощается циклично-поточная технология добычи полезных ископаемых в глубоких карьерах, повышается производительность и снижаются затраты на производство работ.
Список литературы:
1. Средства подготовки горной массы к транспортированию ленточными конвейерами / А. В. Лещинский - Хабаровск: Изд-во Тихоокеан. гос. унта , 2013. - 118 с.
2. Лещинский А.В. Особенности конструкции щековых дробилок самоходных дробильных агрегатов / А.В. Лещинский, Е.Б. Шевкун // Горные машины и автоматика. - 2005. - № 3. - С. 38-40.
3. Способ взрывания уступов под укрытием: Пат. 2265796 Российская Федерация, МПК7 F42D 5/00. / Шевкун Е.Б., Лещинский А.В., Шевкун Т.И.- №2004117303/03; заявл. 07.06.2004; опубл. 10.12.2005. Бюл. № 34., -5 с.
4. Мулухов К.К., Беслекоева З.Н., Кочиева К.В. Выбор рациональных схем и оборудования конвейерных комплексов для глубоких карьеров со скальными горными породами. Горный информационно-аналитический бюллетень. 2008. № 8.- С. 334 -344.
5. Сеинов N.P.contribution V. E. Александрова in development of explosive business//Destruction by explosion and irreversible deformations of rocks. - М, 1997. - p. 43-50.
6. Shemjakin E.I., Kochanov A.N., Деньгина N.I.parametre of waves of pressure and predestruction of strong breeds at explosion//Destruction by explosion and irreversible deformations of rocks. - М, 1997. - p. 15-25
7. Aleksandrov V. E, Kochanov A.N., Levin Б.В. About interrelation прочностных and acoustic properties of breeds in a zone of predestroying action of explosion/^TronM - 1987 - № 4. - p. 24-32.
8. Sadovsky M. A, Adushkin V.V., Спивак А.А. About the size of zones of irreversible deformation at explosion in block/environment Dynamic processes in geospheres. Geophysics of strong indignations. - М, 1994. - p. 4556.
9. Сеинов N.P.contribution V. E. Александрова in development of explosive business//Destruction by explosion and irreversible deformations of rocks. - М, 1997. - p. 43-50.
10. Shemjakin E.I., Kochanov A.N., Деньгина N.I.parametre of waves of pressure and predestruction of strong breeds at explosion//Destruction by explosion and irreversible deformations of rocks. - М, 1997. - p. 15-25.
11. Hino K. Fragmentation of rock through blasting and shock waves, theory of blasting Quarterly of the Colorado School of Mines, Golden, 1956, 51. P. 189209.
12. Increase of efficiency of action of explosion in firm / circle Komir V. M. [etc.]//-M: Bowels, 1988. - 209 p.
13. Юровских А. В. Разработка модели разрушения горных пород на квазистатической стадии действия взрыва : Дис. ... канд. техн. наук : 25.00.20 : Санкт-Петербург, 2003. - 119 c.
Bibliography:
1. Means of preparing the rock mass for transportation by belt conveyors / A. V. Leshchinsky - Khabarovsk: Pacific Publishing House. state University, 2013 .-- 118 p.
2. Leshchinsky A.V. Design features of jaw crushers of self-propelled crushing units / A.V. Leshchinsky, E.B. Shevkun // Mining machines and automation. -2005. - No. 3. - S. 38-40.
3. The method of blasting ledges under the shelter: Pat. 2265796 Russian Federation, IPC7 F42D 5/00. / Shevkun E.B., Leshchinsky A.V., Shevkun T.I.-
No. 2004117303/03; declared 06/07/2004; publ. 12/10/2005. Bull. No. 34., - 5 p.
4. Mulukhov K.K., Beslekoeva Z.N., Kochieva K.V. The choice of rational schemes and equipment of conveyor complexes for deep quarries with rocky rocks. Mountain news and analytical bulletin. 2008. No. 8.- S. 334 -344.
1. 5 Seinov N.P.contribution V. E. Alexandrova in development of explosive business // Destruction by explosion and irreversible deformations of rocks. -M, 1997. - p. 43-50.
5. Shemjakin E.I., Kochanov A.N., Dengina N.I. parameter of waves of pressure and predestruction of strong breeds at explosion // Destruction by explosion and irreversible deformations of rocks. - M, 1997. - p. 15-25
6. Aleksandrov V. E, Kochanov A.N., Levin B.V. About interrelation of strength and acoustic properties of breeds in a zone of predestroying action of explosion // FTPRPI - 1987 - No. 4. - p. 24-32.
7. Sadovsky M. A, Adushkin V.V., Spivak A.A. About the size of zones of irreversible deformation at explosion in block // environment Dynamic processes in geospheres. Geophysics of strong indignations. - M, 1994. - p. 4556.
8. Seinov N.P.contribution V. E. Alexandrova in development of explosive business // Destruction by explosion and irreversible deformations of rocks. -M, 1997. - p. 43-50.
9. Seinov N.P.contribution V. E. Alexandrova in development of explosive business // Destruction by explosion and irreversible deformations of rocks. -M, 1997. - p. 43-50.
10. Shemjakin E.I., Kochanov A.N., Dengina N.I. parameter of waves of pressure and predestruction of strong breeds at explosion // Destruction by explosion and irreversible deformations of rocks. - M, 1997. - p. 15-25.
11. Hino K. Fragmentation of rock through blasting and shock waves, theory of blasting Quarterly of the Colorado School of Mines, Golden, 1956, 51. P. 189209.
12. Increase of efficiency of action of explosion in firm / circle Komir V. M. [etc.] // - M: Bowels, 1988. - 209 p.
13. Yurovskikh AV Development of a model of rock destruction at the quasistatic stage of the explosion: Dis. ... cand. tech. Sciences: 25.00.20: St. Petersburg, 2003. - 119 p.
