Управление обратным выбросом горной массы и надежностью массовых взрывов на карьерах

Ермолаев, Александр Иванович

Бесплатный автореферат и диссертация по наукам о земле на тему
Управление обратным выбросом горной массы и надежностью массовых взрывов на карьерах
ВАК РФ 25.00.20, Геомеханика, разрушение пород взрывом, рудничная аэрогазодинамика и горная теплофизика

Автореферат диссертации по теме "Управление обратным выбросом горной массы и надежностью массовых взрывов на карьерах"

На правах рукописи ЕРМОЛАЕВ Александр Иванович

УПРАВЛЕНИЕ ОБРАТНЫМ ВЫБРОСОМ ГОРНОЙ МАССЫ И НАДЕЖНОСТЬЮ МАССОВЫХ ВЗРЫВОВ НА КАРЬЕРАХ

25.00.20- "Геомеханика, разрушение пород взрывом, рудничная аэрогазодинамика и горная теплофизика"

Автореферат

диссертации на соискание ученой степени доктора технических наук

Екатеринбург-2003

Работа выполнена в Институте горного дела Уральского отделения Российской Академии наук (ИРД УрО РАН) и в Уральской государственной горно-геологической академии (УТТГА).

Научный консультант - доктор технических наук, профессор, член-кор. РАН Яковлев Виктор Леонтьевич

Официальные оппоненты:

доктор технических наук, профессор Белин Владимир Арнольдович доктор технических наук Казаков Николай Николаевич

доктор технических наук, профессор Денисов Сергей Егорович

Ведущая организация - Научно-исследовательский институт по добыче полезных ископаемых открытом способом (НТЦ-НИОГР) Минтопэнерго РФ

Заздига состоится " /3 " оигя&ря 2003 г. в И часов на заседании диссертационного совета Д 212.280.02 при Уральской государственной горно-т-еолмической академии по адресу. 620144, г. Екатеринбург, ул. Куйбышева, 30, УГГГА, зал заседаний Ученого совета академии.

С диссертацией можно ознакомиться в научной библиотеке академии. Автореферат диссертации разослан "_"_2003 г.

Ученый секретарь диссертационного совета, доктор те:лических наук, профессор

В.К .Багазеев

Затраты на БВР в себестоимости добычи составляют 20-50%, поэтому важнейшей задачей, стоящей перед горнодобывающими предприятиями в современных условиях, является снижение затрат на их производство.

Практика горных предприятий свидетельствует о том, что при ведении взрывных работ на карьерах, несмотря на внедрение ряда высокоэффективных методов взрывной отбойки, не решены проблемы управления геометрией развала взорванной горной массы, безотказности взрывания. В частности, на железорудных карьерах России и стран СНГ при взрывании крепких и весьма крепких крупноблочных пород ширина развала составляет 60-70 м, обратный выброс - 5-15% объема взрываемого блока. Особенно большие выбросы отмечаются при взрывании в зажатой среде с удельным расходом взрывчатых веществ (ВВ), равным 1,0-1,5 кг/м3, и на участках, где имеются отказы скважин-ных зарядов. При производстве массовых взрывов в карьерах наблюдаются как одиночные, так и групповые отказы скважинных зарядов. Официально зарегистрированное количество одиночных отказов на горных предприятиях в среднем составляет 0,3-0,5 %, а фактическое количество достигает 1,5-2,0%.

Большая ширина развала взорванной горной массы при узких рабочих площадках, ликвидация обратного выброса и отказов скважинных зарядов приводят к значительным простоям горно-транспортного оборудования, снижают его производительность, повышают опасность работ в карьерах, что I конечном итоге наносит значительный экономический ущерб предприятиям Изложенное обусловлено недостаточной изученностью закономерностей процесса взрывного разрушения и перемещения горных пород при уступной отбойке. Поэтому разработка научно обоснованных параметров буровзрывны> работ, исключающих обратные выбросы, и надежных способов инициирова-

ния зарядов при массовых взрывах на карьерах является актуальной научно-технической и экономической задачей, решение которой обеспечит повышение эффективности открытых горных работ.

Объектом исследования является взрывная подготовка горных пород к выемке на карьерах, предметом исследования - закономерности влияния параметров взрывных работ на геометрию развала взорванной горной массы, а также надежность массовых взрывов.

Цель работы - разработка методов управления развалом взорванной горной массы и надежностью инициирования зарядов на основе исследований закономерностей формирования обратного выброса и передачи детонации во взрывной сети из ДШ для повышения эффективности и безопасности ведения горных и взрывных работ в карьерах.

Основная идея работы заключается в установлении рациональных технологических параметров массового взрыва с использованием математических моделей процесса выброса горной массы на верхнюю площадку уступа и надежности функционирования взрывных сетей из ДШ для предупреждения явления обратного выброса и отказов скважинных зарядов.

Задачи исследования:

1. Установить закономерности влияния параметров взрывных работ, схем взрывания на объем обратного выброса взорванной горной массы.

2. Разработать многофакторную математическую модель, связывающую величину объема обратного выброса с толщиной отбиваемого слоя породы, удельным расходом ВВ, временем замедления, углом наклона к фронту уступа линии одновременно взрываемых зарядов.

3. Разработать новые способы производства массовых взрывов в зажатой среде, исключающие заброс взорванной горной массы на верхнюю площадку уступа.

4. Разработать методику оперативного входного контроля качества партий средств инициирования (СИ).

5. Экспериментально измерить время подбоя скважинных зарядов при взрывании с помощью ДШ.

6. Оценить надежность применяемых схем взрывания и разработать ре-< комендации по предупреждению отказов.

7. Экспериментально проверить в производственных условиях эффективность разработанных методов расчета рациональных параметров БВР и новых способов взрывной отбойки горных пород.

Методы исследований включают: анализ и обобщение работ, посвященных теории и практике взрывного разрушения горных пород при коротко-замедленном взрывании (КЗВ); методы теории планирования эксперимента, математической статистики и теории вероятностей; промышленные эксперименты; технико-экономический анализ.

Научные положения, представляемые к защите:

1. Многофакторная математическая модель в виде неполного полинома второй степени, позволяющая рассчитывать объем обратного выброса породы в зависимости от физико-технических свойств горных пород , толщины отбиваемого слоя, удельного расхода ВВ, времени замедления, угла линии отбойки к фронту уступа.

2. Методика расчета параметров взрывных работ, исключающая выброс горной массы на верхнюю площадку уступа без ухудшения качества дробления горных пород.

3. Новый экспресс-метод оценки надежности детонирующего шнура путем его испытаний при точечном соприкосновении активного и пассивного отрезков, при этом надежность ДШ будет определяться соотношением Р = 1 - д2'73, где д - вероятность отказов по предложенному экспресс-методу.

4. Величины структурной избыточности и ограничений числа элементов передачи детонации (реле замедления, узлы ДШ, их коммутации и длины отрезков ДЩ) и соответствующая методика оценки надежности инициирования зарядов при массовом взрыве на карьерах.

Научная новизна:

1. Впервые установлена количественная взаимосвязь объема обратного выброса и расстояния между одновременно взрываемыми зарядами при диагональных схемах многорядного КЗВ.

2. Впервые разработана многофакторная математическая модель образования обратного выброса, учитывающая совместное влияние основных параметров взрывных работ: удельный расход ВВ, время замедления, толщину отбиваемого слоя, угол наклона линии одновременно взрываемых зарядов к бровке уступа.

3. Впервые разработаны способы взрывного дробления горных пород и методика определения параметров взрывных работ, обеспечивающие предупреждение обратного выброса горной массы при отбойке в зажатой среде.

4. Экспериментально установлены реальные показатели надежности работы соединений ДШ, и разработана математическая модель функционирования взрывной сети из ДШ для снижения отказов зарядов ВВ.

5. Впервые при производстве массовых взрывов в карьерах измерено время подбоя скважинной сети ДШ и установлены параметры распределения Вейбулла для оценки опасности подбоя скважинных зарядов в зависимости от крепости и трещиноватости взрываемых горных пород.

Достоверность научных положений, выводов и рекомендаций подтверждаются:

- представительным объемом экспериментальных исследований;

- сходимостью с 5% -ным уровнем значимости и погрешностью, не превышающей 19%, результатов расчета объемов обратного выброса взорванной горной массы по многофакторной статистической модели с результатами промышленных взрывов;

- отсутствием обратного выброса взорванной горной массы при опытно-промышленной проверке разработанных способов производства массовых взрывов в различных горно-геологических условиях;

- достаточным количеством проведенных испытаний ДШ на передачу детонации от магистрали к отрезкам ДШ для подтверждения заданного уровня безотказности с доверительной вероятностью 0,9;

- положительными результатами внедрения разработанных способов взрывного дробления горных пород на карьерах ОАО «Качканарский ГОК «Ванадий», ОАО «Карельский окатыш», ОАО «Комбинат «Ураласбест», ОАО «Уралнеруд», ОАО «Ямалнефтегазжелезобетон».

Практическая ценность работы состоит в том, что результаты исследований позволяют:

- устанавливать рациональные параметры взрывных работ по критерию

минимизации обратного выброса взорванной горной массы;

- оперативно определять качество поступивших на предприятия партий ДШ и пиротехнических реле;

- обосновывать кратность резерва взрывных сетей из ДШ и допустимое количество ступеней замедления для безотказного взрывания;

- оценивать опасность подбоя скважинных зарядов при многорядном КЗВ в зависимости от крепости и трещиноватости взрываемых горных пород.

Личный вклад автора включает:

- разработку методики определения параметров взрывных работ, обеспечивающих предупреждение обратного выброса горной массы при уступной отбойке;

- разработку рекомендаций по предупреждению отказов скважинных зарядов на карьерах на базе результатов исследования надежности КЗВ при производстве массовых взрывов;

- обоснование и разработку новых высокоэффективных и надежных способов взрывного дробления горных пород в карьерах;

- опытно-промышленную проверку эффективности применения разработанных методик, рекомендаций, новых способов взрывной отбойки горных пород и внедрение их в практику взрывных работ горных предприятий.

Реализация результатов работы. Основные результаты работы внедрены на карьерах ОАО «Качканарский ГОК «Ванадий», ОАО «Карельский окатыш», ОАО «Комбинат «Ураласбест», ОАО «Урапнеруд», ОАО «Ямалнефте-газжелезобетон».

Внедрение новых способов взрывного дробления горных пород позволило предупредить обратный выброс породы, снизить ширину развала, уменьшить выход негабарита, отказы скважинных зарядов, улучшить проработку подошвы уступов.

Общий экономический эффект от внедрения результатов диссертационной работы составил 1630,3 тыс. рублей (в ценах 1990 г.).

Результаты исследований внедрены в учебный процесс в методических указаниях «Проектирование буровзрывных работ на открытых горных разработках», 1998 г., учебном пособии «Промышленные взрывчатые материалы», 2003 г. по курсам: «Взрывные технологии в промышленности», «Методы взрывных работ», «Промышленные взрывчатые материалы».

Апробация работы. Основные положения диссертации обсуждены и одобрены на отраслевой научной конференции молодых ученых «Интенсификация горнорудного производства» (г. Свердловск, 1983 г.), на территориальной научно-технической конференции по повышению эффективности горных работ на месторождениях Урала (г. Свердловск, 1983 г.), на Всесоюзной научно-практической конференции по буровзрывным работам (г. Губкин, 1986 г.), на Всесоюзном научно-техническом совещании «Научно-технический прогресс в области буровзрывных работ на разрезах» (г. Челябинск, 1986 г.), на Всероссийском совещании по взрывным работам «Взрыв-96» (г. Качканар, 1996 г.), на Международной конференции «Проблемы геотехнологии и недро-ведения» (г. Екатеринбург, 1998 г.), в институтах «Уралгипроруда», «Уралги-прошахт», НИИОГР, в Уральской государственной горно-геологической академии, Институте горного дела УрО РАН, на технических советах ОАО «Уралнеруд», ОАО «Соколовско-Сарбайское ГПО», ОАО «Качканарский ГОК

«Ванадий», ОАО «Карельский окатыш», ОАО «Гороблагодатское РУ» , на других горно-обогатительных комбинатах России и стран СНГ.

Публикации. По теме диссертации опубликованы 22 печатные работы, в том числе получено 9 авторских свидетельств на изобретения.

Структура и объем работы. Диссертация состоит из введения, шести глав и заключения, изложенных на 200 страницах машинописного текста, включает 25 рисунков, 44 таблицы, список литературы из 120 наименований и приложений.

Автор выражает глубокую благодарность члену-корреспонденту РАН Яковлеву В.Л., профессорам академии Хохрякову B.C., Лелю Ю.И., Корнил-кову М.В. за научно-методическую помощь при оформлении настоящей диссертации.

СОДЕРЖАНИЕ РАБОТЫ Состояние проблемы

На открытых горных разработках предъявляются высокие требования к геометрии развала взорванной горной массы на уступах, что обусловлено необходимостью повышения производительности погрузочно-транспортного оборудования и снижения себестоимости добываемой продукции. При этом качество массовых взрывов оценивается компактностью развала, а также наличием или отсутствием обратного выброса горной массы.

При добыче полезных ископаемых открытым способом значительные затраты связаны с проведением вспомогательных непроизводительных работ, заключающихся в демонтаже перед взрывом и восстановлении после взрыва транспортных и энергетических коммуникаций, расположенных в зоне развала на подошве и кровле взрываемых уступов.

Большой объем работ связан с ликвидацией обратного выброса горной массы. Например, только на карьерах Урала на зачистку уступов и ликвида-

цшо обратного выброса породы при подготовке буровых площадок затрачивается более 50 тыс. машино-часов в год работы экскаваторного и бульдозерного оборудования. Это наносит значительный экономический ущерб горным предприятиям.

Ликвидация обратных выбросов породы требует использования основного горного оборудования (экскаваторов, погрузчиков, бульдозеров). Уборку породы из обратного выброса осуществляют путем отгрузки ее на технологический транспорт либо производят переэкскавацию в основной развал.

При переэкскавации горной массы в основной развал увеличивается высота забоя (развала). Высота развала в этом случае превышает высоту уступа в 1,2-1,5 раза. При переэкскавации горной массы в таком забое увеличивается опасность работы горного оборудования и обслуживающего персонала в при-забойном пространстве, усложняется организация ведения горных работ на уступе. В связи с малой высотой обратных выбросов (до 3-4 м) и значительной их шириной (до 25 м) производительность экскаваторов на их отгрузке ниже на 30-50%, чем при погрузке горной массы в обычном забое.

Это дает основание утверждать, что одним из путей улучшения технико-экономических показателей работы карьеров является устранение непроизводительных работ, связанных с ликвидацией обратного выброса горной массы.

Научные основы направленного взрывания изложены в трудах Мельникова Н.В., Лаврентьева М.А., Садовского М.А.,Ржевского В.В., Авдеева Ф.А., Власова O.E., Вовка A.A., Демидюка Г.П., Друкованного М.Ф., Ефремова Э.И., Репина Н.Я., Родионова В.Н., Ромашева А.И., Кутузова Б.Н., Покровского Г.И., Федорова И.С., Черниговского A.A. и других ученых. Их работы составили основу современного комплекса методов управления направленным действием взрыва.

В этих работах рассматривается теория действия взрыва в горной породе и предложены методы расчета зарядов ВВ для перемещения взорванной гор-

ной массы в заданном направлении, а также методы прогнозирования воронок выброса и параметров развала и разлета взорванных пород.

Предложенные методы позволяют в зависимости от характеристик взрывчатого вещества, взрываемой среды, параметров взрывания определить массу заряда, глубину видимой воронки выброса, высоту и ширину выброшенной породы, объем выброса.

Ширину и высоту развала (профиль развала) прогнозируют как по эмпирическим формулам, применимость которых ограничивается конкретными условиями, так и по теоретическим формулам, основанным на геометрических представлениях.

Анализ известных формул показывает, что дальность перемещения пород при взрыве, а следовательно, объем обратного выброса породы зависят от следующих основных параметров взрывных работ: линии наименьшего сопротивления, удельного расхода ВВ, ширины подпорной стенки. Однако предложенные методы расчета не учитывают различия в схемах взрывания, интервалы замедления. Кроме того, данные методы расчета рассматривают перемещение породы в развал изолированно от разрушающего (дробящего) действия системы зарядов. Для карьерных массовых взрывов по предложенным формулам можно прогнозировать только ширину развала от нижней бровки уступа. Они совершенно не пригодны для расчета объема обратного выброса породы, поскольку не учитывают кинематику разрушения и перемещения в развал верхней части уступа (выше верхней границы колонки заряда), из которой формируется объем обратного выброса. Поэтому отсутствие учета указанных факторов при проектировании массовых взрывов приводит, как правило, к затруднениям в прогнозировании геометрии развала, а при ведении взрывных работ - к обратному выбросу.

В последнее время разработаны и внедрены в практику различные способы взрывного разрушения пород, направленные на предупреждение обратного выброса. Анализ предложенных рекомендаций показывает, что в них имеются

расхождения. В частности, рекомендуемое время замедления колеблется в пределах 3-130 мс. Высказываются противоположные точки зрения на величину удельного расхода ВВ по последнему ряду скважин. Рассмотрение результатов большого количества массовых взрывов на карьерах Урала показывает, что предложенные способы оказались малоэффективными в части управления обратным выбросом при отбойке трудновзрываемых крупноблочных пород в зажатой среде с повышенным удельным расходом ВВ. Изложенное обусловлено малой изученностью влияния основных параметров массового взрыва на объем обратного выброса горной массы.

На горных предприятиях при ведении взрывных работ методом КЗВ наблюдаются отказы. Исследованию надежности производства массовых взрывов в карьерах посвящены труды В.Д. Воробьева, Б.А. Гилева, П.С. Данчева, H.H. Дядечкина, В.Н. Захарова, В.В. Мишуткина, Г.М. Малахова, В.В. Перегу-дова, Б.Н. Славского и др.

Большое количество отказов происходит по вине скрытых производственных дефектов взрывчатых материалов, прежде всего средств инициирования. Наиболее часто такие отказы происходят в пиротехнических реле, на соединениях (узлах) и в магистралях детонирующего шнура. Специальные исследования и практика работы карьеров свидетельствуют о том, что примерно 20-30% от общего числа отказов происходят из-за скрытых дефектов ДШ, которые, как правило, не выявляются при контроле качества партий шнура из-за несовершенства существующей методики и малого объема испытаний.

Анализ показал, что свыше 60-70% отказов скважинных зарядов на горных предприятиях связаны с подбоем скважин, т.е. с повреждениями внутри-скважинной сети, вызванными локальными (местными) смещениями массива и прорывами газов по естественным (природным) трещинам и трещинам, возникающим при взрыве соседних скважинных зарядов предыдущей ступени замедления.

Отказы при взрывных работах снижают производительность погрузочно-

го оборудования, ведут к простоям карьеров, создают опасные условия труда, приводящие в ряде случаев к повреждению горного оборудования, к травмированию и гибели людей. Производительность экскаваторов при погрузке горной массы в районе отказавшего заряда снижается в два и более раз, а разборка породы вокруг отказавшего заряда длится не менее 2-3 часов.

В случае группового отказа простой карьера, связанный со взрывными работами, возрастает на 1-1,5 часа из-за необходимости восстановления взрывной сети на отказавшем блоке и повторного взрывания

Изложенное свидетельствует о том, что проблема безотказности взрывания на карьерах полностью не решена. Это объясняется недостаточной изученностью надежности массовых взрывов, производимых методом КЗВ.

Исследование влияния параметров КЗВ на величину обратного выброса горной массы

Для решения поставленных задач по предупреждению обратного выброса необходимо создать математическую модель его образования при уступной отбойке горных пород скважинными зарядами. Из анализа литературных источников, а также данных практики следует, что объемом обратного выброса породы (V) можно управлять с помощью следующих основных параметров взрыва: удельного расхода ВВ (д), линии наименьшего сопротивления (Ж), ширины подпорной стенки (Лп ), времени замедления (Л,), расстояния между одновременно взрываемыми зарядами (£„„), угла между линией фронта уступа и линией одновременно взрываемых зарядов ( £Щ,И), т.е.

п# » £овз» Оовз )• (1)

Влияние свойств взрываемого массива и взрывчатых веществ в данной функции учтено удельным расходом ВВ, который является интегральным показателем взрываемости горных пород. Для того, чтобы оптимизировать данную функцию на минимум обратного выброса породы, необходимо знать ее

вид. Для нахождения вида функции использовали теорию планирования эксперимента. Для решения большинства реальных прикладных технико-экономических задач в качестве аппроксимирующей функции целесообразно принимать полиномиальные модели вида:

У, = В0 ,х1 + ^Ьчх1 + Ер „ х , (2)

где У - параметр оптимизации; х - факторы; 50, Ь - коэффициенты модели.

Выбрав матрицу планирования эксперимента, можно рассчитать коэффициенты полиномиальной модели и получить математический вид функции. При этом на стадии планирования эксперимента важно знать, как каждый из факторов в многофакторной модели может влиять на выход описываемой системы. Это позволяет при планировании эксперимента правильно выбрать аппроксимирующий полином.

В данной задаче нет информации о влиянии каждого отдельного параметра взрыва на объем обратного выброса породы. В связи с этим на карьерах экспериментально устанавливали закономерности влияния основных параметров взрыва на объем обратного выброса. Методика проведения экспериментальных исследований заключалась в проведении опытных взрывов в натурных условиях. С целью сравнения взрываемый опытный блок делился на участки длиною не менее 60 м по фронту уступа. Параметры буровзрывных работ опытных участков рассчитывались по методике проектирования БВР на открытых горных разработках и были одинаковыми, изменялся лишь тот параметр, который подлежал исследованию. После взрыва проводились маркшейдерская съемка развала горной массы и построение поперечных разрезов в масштабе 1:500 с интервалом в 10 м по фронту блока для определения ширины и площади сечения обратного выброса и параметров основного развала. При установлении зависимости площади сечения обратного выброса от расстояния между одновременно взрываемыми зарядами это расстояние изменяли схемой монтажа взрывной сети путем подсоединения детонирующим шнуром в диа-

За/М2

гональ зарядов, отстоящих друг от друга на различном расстоянии. Графики зависимостей площади сечения обратного выброса от толщины отбиваемого слоя (Жпр), удельного расхода ВВ, времени замедления, относительного расстояния между одновременно взрываемыми зарядами (1^), угла наклона линии одновременно взрываемых зарядов к фронту уступа показаны на рис.1:

Ж,,, = Ж+ £„/*,; (3) я

Ь „„ = Ьою 1а , (4) 4с

где К коэффициент разрыхления горной

массы в развале; а - расстояние между скважинами В ряду. 20 Зависимость площади сечения обратного

выброса от относительного расстояния между одновременно взрываемыми зарядами ап- 0 проксимируется формулой

^ = 83,926 -ехр(- 0,428 (5)

Из графиков видно, что четыре фактора: удельный расход ВВ, толщина отбиваемого слоя, время замедления, угол наклона к фронту уступа линии одновременно взрываемых зарядов - в принятых интервалах

варьирования влияют на обратный выброс линейно, а пятый фактор (расстояние между одновременно взрываемыми зарядами) - нелинейно (по экспоненциальному закону). Кроме того, установлено, что при расстоянии между одновременно взрываемыми зарядами, равном 2,8 а, имеем наименьшее значение обратного выброса. Исходя из полученной информации интересующую нас функцию аппроксимировали в виде неполного полинома для четырех факторов:

10 20 30 40 50 1,, ис

20 25 30 35 40 От гглл

5 10 15 20 25 ИС»«

1,0 1,1 1,2 1,3 1,4

1 2

Рис. 1. Графики зависимости площади сечения обратного выброса (Бе) от параметров взрывныхработ работ:

/ - 5Ьв 2-5ов •?-£» «

- т^: 4 - Аоовэ); 5 - Зов = №

У = Д, + Я,*, + В2х2 + 53Хз + йл. (6)

где У - площадь сечения обратного выброса взорванной горной массы; ,х2, хз,х4 - кодированные значения приведенной толщины отбиваемого слоя, удельного расхода ВВ, времени замедления, угла наклона линии одновременно взрываемых зарядов относительно фронта уступа. Кодирование переменных производится по формуле

:АХ,; Х01 — 0,5 (X, щах + X, „щ,), (7)

где хI - кодированное значение фактора; Х-{ - натуральное значение фактора; Х0, - натуральное значение основного уровня; АХ- интервал варьирования; /' -номер фактора.

Для четырех факторов в качестве плана была принята дробная полуреплика 24"1. Для решения данной задачи, исходя из объективного существования каждого фактора, были выбраны следующие уровни варьирования факторов (табл.1).

Таблица 1

Уровни варьирования четырех факторов

Уровень Приведенная толщина отбиваемого слоя Удельный расход ВВ Х2, кг/м3 Время замедления Х-}, мс Угол наклона линии одновременно взрываемых зарядов град.

Нижний (-1) 5 1,00 10 20

Средний (0) Верхний(+1) 15 25 1,25 1,50 22,5 35,0 31 42

Эксперимент реализован по ортогональному плану дробной полуреплики. Результаты опытных промышленных взрывов оценивались по площади сечения обратного выброса взорванной горной массы по 6 поперечным разрезам профиля развала (параллельные опыты). Коэффициенты регрессии были вы-

числены по общим формулам для ортогональных планов. Таким образом получена следующая модель:

У = 8,88 + 1,75 XI + 2,33 хг - 6,70 дг3 - 4,30 х, • (8)

В модели (8) результат получается в натуральных единицах, а переменные представлены в кодированных значениях. В дробных репликах раздельных оценок коэффициентов Ьц , Ь2з, ¿м получить нельзя, так как имеет место соотношение л:3 = -х2 *з *4, поэтому формула (8) записана без эффектов взаимодействия.

Для проверки пригодности модели (8) осуществлен ее регрессионный анализ, который включал проверку значимости коэффициентов и адекватности (воспроизводимости) по критериям Стьюдента и Фишера при 5% -ном уровне значимости (критическое значение коэффициента регрессии составило 1,19, а критерий Фишера F=0,33 < Ртгбл.) На основании регрессионного анализа сделан вывод об адекватности модели (8).

Поиск зоны минимума обратного выброса по полученной многофакторной модели для схем взрывания с (лг4=±1) осуществлен по методу "крутого восхождения", т.к. модель (8) линейна. Время замедления (фактор х3) стабилизировали на трех уровнях - 10,20, 35 мс (-1;-0,2;+1). Для поиска зоны минимума были рассчитаны произведения коэффициентов регрессии на полуинтервал варьирования для факторов х\ и х2, координаты опытов для движения от наилучшей точки плана, шаг варьирования исходя из технологических предпосылок. Результаты расчетов и экспериментов по "крутому восхождению" по поверхности отклика модели (8) показаны в виде изолиний площади сечения обратного выброса в шести точках пространства факторов и х2 на рис. 2, где видно, что применение схемы взрывания с х^ = -1 позволяет предупредить обратный выброс горной массы при взрывной отбойке крепких крупноблочных пород на подобранный забой с временем замедления 35 мс. В то же время схема взрывания с Ха, = +1 при интервале замедления 35 мс практически обеспечивает предупреждение обратного выброса при любой толщине отбиваемого

слоя и любом удельном расходе ВВ в принятых интервалах варьирования. При значениях параметров взрывных работ вне исследуемого интервала возможна интерполяция модели для прогнозной оценки величины обратного выброса взорванной горной породы и последующего принятия решения.

Для реализации инженерных расчетов, укрупненной оценки возможных вариантов и сочетаний параметров взрывных работ при проектировании массовых взрывов с учетом образования обратного выброса была разработана составная сетчатая номограмма (рис. 3). Применение номограммы позволяет оперативно использовать предложенные научные рекомендации по предупреждению обратного выброса взорванной горной массы. Проведенные исследования позволили разработать новые способы и параметры производства массовых взрывов для предупреждения выбросов породы на верхнюю площадку уступа. Способы основаны на применении диагональных схем многорядного КЗВ, в которых скважинные заряды в рядах взрывают на расстоянии, исключающем их взаимодействие, а между рядами устанавливают оптимальный ин-

тервал замедления по дробящему действию. Схемы взрывания показаны на рис. 4.

Рис 3 Номограмма для расчета параметров взрывных работ:

- приведенная толщина отбиваемого слоя, м, ц - удельный расход ВВ, кг/м\ а„„ - угол наклона линии одновременно взрываемых зарядов к фронту уступа, град; 50. - площадь сечения обратного выброса, м2.

Баковая порверкяость

Рис. 4. Схемы взрывания для предупреждения обратного выброса

Пространственно-временные режимы КЗВ смежных зарядов, получаемые при таких схемах, можно реализовать и путем применения систем неэлектрического инициирования типа «Нонель», «СИНВ», «Эдшшн».

Исследование надежности средств инициирования

Пиротехнические реле РП-8 в России выпускаются по ТУ 841137-87. Согласно техническим условиям, безотказность взрывания контролируется путем испытания (последовательного взрывания) 30 шт. реле. Если в результате испытания получен один отказ, то - испытываются "дополнительно 50 шт. реле, при этом не должно быть отказов.

Испытание на время срабатывания заключается в измерении времени замедления 20 шт. реле специальными приборами. Среднее время срабатывания реле должно находиться в следующих пределах: Номинал, мс 20 35 50

Время замедления, мс 18-22 32-28 47-53

Контрольные испытания партий реле РП-8 на соответствие требованиям ТУ 841137-87 проводились в ИГД УрО РАН по заказам предприятий.

Результаты контрольных испытаний партий пиротехнических реле РП-8 (табл. 2) показали, что уровень отказов при испытаниях 420 шт. реле составил 8,3%, т.е. вероятность безотказной работы была (1-0,0083)=0,9917, что значительно ниже уровня безотказности 0,9985, заданного ТУ 841137-87.

Вероятность безотказной работы 0,9985 при доверительной вероятности 0,9 означает, что при испытании не менее 1500 шт. реле не должно быть ни одного отказа или один отказ при испытаниях 2800 реле. Испытания реле на безотказность взрывания по ТУ вследствие малого количества испытаний не позволяют получить точную оценку надежности работы реле.

Таблица 2

Результаты испытаний реле РП-8 на соответствие требованиям ТУ 841137-87

Номер Вид испытания

партии, номинал, мс на безотказность на время срабатывания

испытано, количество испытано, размах вре-

шт. отказов, шт. шт. мени замедления, мс

50-35 30 0 20 49-54

52-50 30 1 - -

54-35 30 0 20 32-38

59-50 30 3 - -

61-35 30 2 20 20-48

111-35 30 11 - -

138-20 30 0 - -

156-50 30 17 - -

171-35 30 1 - -

221-35 30 0 20 32-38

240-35 30 0 20 32-37

253-20 30 0 20 18-22

255-20 30 0 20 19-22

290-35 30 0 20 32-38

Следует отметить, что безотказность реле различных партий колеблется в широких пределах. Наряду с партиями, в которых практически все реле безотказны, нередко встречаются партии с большим количеством недоброкачественных реле (партии 59, 61, 111, 156). Это свидетельствует о недостаточном технологическом и приемо-сдаточном контроле реле на заводах-изготовителях и вынуждает горные предприятия самим осуществлять контроль качества при поступлении партий реле с заводов.

Испытания 14 обследованных партий реле показали, что две партии (50 и 61) не соответствуют ТУ 841137-87 по времени замедления, а около 50% реле не укладываются в допустимый предел, установленный техническими условиями. Причем, встречаются отклонения по времени замедления как в

меньшую сторону, так и в большую сторону, при этом фактическое время замедления превышает номинальное (паспортное) в 1,5-2,0 раза. И в том, и в другом случае это приводит к ухудшению качества взрыва и отказам зарядов ВВ.

В настоящее время промышленность выпускает детонирующие шнуры марок ДШ-А, ДШ-В, ДШЭ-12, ДШЭ-6 по ГОСТ 6196-78. На горных предприятиях чаще всего встречаются такие скрытые дефекты ДШ, как пониженная чувствительность к инициирующему импульсу, приводящая к отказам в передаче детонации на соединениях ДШ, и пониженная детонационная способность, приводящая к затуханию детонации по длине шнура. Такие дефекты детонирующего шнура достаточно четко выявляются на горных предприятиях в процессе производства взрывных работ, в особенности на вторичном дроблении (разделка негабарита), где сам факт отказа и его причина устанавливаются достоверно.

Согласно ГОСТ 6196-78, испытание ДТТТ на восприимчивость к детонации должно проводиться путем взрывания шнура, связанного по определенным схемам. О безотказности ДШ и его пригодности к применению судят по количеству отказов в магистрали и отказов в передаче детонации отрезкам. Основной недостаток этого способа испытаний состоит в том, что для подтверждения высоких показателей надежности (безотказности) требуется весьма большое количество испытаний, а при малом количестве испытаний, как это принято в ГОСТ 6196-78, резко снижается точность (достоверность) оценки надежности. Согласно статистическим данным ИГД УрО РАН, среднее значение вЬроятности отказа в передаче детонации на соединении детонирующих шнуров составляет: для ДШ-А у = 6 х 10"4 ; для ДШЭ-12 д = 0,7 х 10"5. Тогда наименьшее число испытаний п соединений шнура при доверительной вероятности а = 0,8 должно быть 2680 для ДШ-А и 23000 для ДШЭ-12. Понятно, что столь большой объем испытаний просто неприемлем по практическим соображениям (большой перерасход ДШ на испытания). В испытаниях ДШ по ГОСТ

6196-78 количество испытаний соединений детонирующих шнуров принято равным 21. Отсюда доверительная вероятность, с которой подтверждается условие д <6 х 10"4, составляет а = 0,0125, т.е. проводить столь малое количество испытаний, как это предусмотрено в ГОСТ 6196-78, просто бесполезно.

В связи с тем, что по результатам испытаний ДШ по ГОСТ 6196-78 определить достоверно показатели надежности работы соединений ДТП невозможно, были проведены исследования вероятности передачи детонации от активного ДШ к пассивному путем укладки нитей шнура поперек друг к другу. При этом изменялась длина пассивного ДШ, на которую воздействовал инициирующий импульс активного ДШ. При таком способе испытания снижается инициирующий импульс и за счет этого существенно возрастает частота (вероятность) отказов в передаче детонации от активного ДШ к пассивному, а следовательно, возрастает точность (чувствительность) способа. Схема испытания ДШ представлена на рис. 5, а результаты экспериментов - в табл. 3.

Таблица 3

Зависимость вероятности передачи детонации пассивному ДШ от его длины

Длина участка пассивного ДШ Количество испытаний Количество отказов Средняя частота отказов Вероятность безотказной работы

в абсолюта ных единицах, мм в долях от диаметра ДШ в первой серии во второй серии в первой серии во второй серии

2 0,38 50 50 6 7 0,13 0,87

3 0,58 50 50 5 6 0,11 0,89

4 0,78 50 50 4 5 0,09 0,91

5 0,96 50 50 5 4 0,09 0,91

6 1,15 50 50 4 4 0,08 0,92

7 1,35 50 50 4 3 0,07 0,93

8 1,54 50 50 3 4 0,07 0,93

10 1,92 50 50 4 3 0,07 0,93

12 2,31 50 50 4 3 0,07 0,93

На основе проведенных экспери- _

ментов разработана методика оперативного входного контроля качества партий Д1П и пиротехнических реле, которая

включает новую схему испытания ДТТТ

, ,, _ - Рис. 5. Схема испытания при исследовании ве-

(рис.6) и расчет вероятности безот- ^^ передачи детонарции ^ ^

ДТТТ в зависимости от длины Ь пассивного ДШ: казной работы ДШ на соединениях. 1 - Нить активного ДШ; 2 - нить пассивного

ДШ; 3 - изолирующая трубка из инертного ма-Последний включает в себя: териала

1. Вычисление необходимого количества испытаний (отрезков ДШ) исходя из заданной вероятности (Р) безотказной работы ДШ и доверительной вероятности а по формуле

1п(1-а)

Г ' V

1п 1- 1 -Р2П

1 )

(9)

2. Определение частоты отказов ц по формуле

<7 = т/2п, (10)

где т - количество отказов в передаче детонации от магистрали к каждой из половинок отрезков (т.е. количество несдетонировавших половинок отрезков ДШ); п - количество отрезков ДШ, отобранных для испытаний.

3. Расчет вероятности безотказной работы ДШ на соединении морским

узлом по формуле

Р- 1-я

,2.73

(И)

-а.

Рис. 6. Новая схема испытания ДШ: 1 - электродетонатор; 2 - магистраль активного ДШ; 3 - отрезки пассивного ДШ

Допустимость использования выражения (11) для вычисления (оценки) величины Р производилась на основе экспериментов путем сравнения расчетных показателей Р со статистическими, полученными при непосредственном взрывании соединений ДШ.

Всего по разработанному способу испытания ДПГ было взорвано 195 соединений ДШ марок ДШ-А, ДШЭ-12, ДШЭ-9 (точечное соприкосновение) и 24130 соединений морским узлом. Относительная ошибка расчета вероятности безотказной работы ДШ по формуле (И), полученная на базе обработки экспериментальных данных, не превышает 20,3%.

Разработанный способ испытания ДШ осуществляется следующим образом. Из разных мест (ящиков) партии отбирается 4 бухты ДШ по 50 м или 2 бухты по 100 м. При этом 100 м ДШ используется в качестве активного и 100 м в качестве пассивного. Бухты пассивного ДШ разрезаются на отрезки длиной по 1,5-2,0 м, общее количество таких отрезков должно быть 50 шт. Отрезки пассивного ДШ укладываются на грунт параллельно друг другу на расстоянии 1,5 м. Поперек отрезков прокладывается магистраль активного ДШ. Отрезки пассивного ДШ для обеспечения плотности соприкосновения привязываются к магистрали активного ДШ шпагатом. Уровень безотказности соединений ДТТТ определяют по выражению (11).

С целью определения качества и надежности детонирующих шнуров, поставляемых горным предприятиям, по разработанному способу проводились выборочные обследования шнуров разных заводов. Так, было обследовано 14 партий ДШ-А.

Установлено, что 35,7% из обследованных партий имеют крайне низкие показатели чувствительности к инициирующему импульсу и детонационной способности, т.е. ДШ были непригодны для использования на взрывных работах. В то же время все из этих обследованных партий ДШ удовлетворяли требованиям ГОСТ 6196-78 по всем показателям (табл. 4).

Таблица 4

Результаты испытаний детонирующего шнура марки ДШ-А

Испытано партий ДШ, шт. Прошли испытания

по ГОСТ 6196-78 по разработанному способу

шт. % шт. %

10 10 100,0 - 3 30,0

4 4 100,0 2 50,0

ВСЕГО: 14 14 100,0 5 35,7

Детонирующий шнур марки ДШЭ-12 в силу особенностей его конструкции и технологии изготовления имеет более высокие по сравнению с ДШ-А показатели чувствительности и детонационной способности. По результатам обследования пониженные показатели чувствительности относительно требуемых имеют около 10-15% партий шнура ДШЭ-12.

Испытания реле на безотказность и восприимчивость к детонации отрезков ДШ реле РП-8 производятся аналогично.

Для испытаний отбираются реле, которые укладываются на твердое основание (грунт) параллельно друг другу на расстоянии 1,0-1,5 м. Поверх отрезков ДШ каждого из реле прокладывается магистраль ДШ в одну нитку. В качестве магистрали используют партии ДШ, прошедшие испытания и применяемые для монтажа поверхностной взрывной сети массового взрыва. Для обеспечения плотного соприкосновения отрезков ДШ реле с магистралью ДШ последние привязываются к ней шпагатом или мягкой проволокой. Магистраль ДШ подрывается стандартным капсюлем-детонатором (электродетонатором), при этом все реле должны взорваться. О фактическом уровне надежности (безотказности) реле можно судить по количеству отказов по предложенной зависимости (11).

Исследование подбоя скважинных зарядов

Подбой скважинных зарядов (внутрискважинной сети ДШ) зависит от горно-геологических и структурных особенностей взрываемого массива и от параметров взрывания. Подбой происходит прежде всего в тех случаях, когда из-за нерациональных параметров взрывания (завышение линии сопротивления по подошве, сетки скважин, большой интервал замедления, нерациональная схема взрывания и т.п.) отмечается усиленное заколообразование в тыл уступа, а смещение породы в сторону боковой поверхности затруднено.

Экспериментальные замеры времени подбоя скважин проводились на массовых взрывах на карьерах ОАО «Качканарский ГОК «Ванадий» и ОАО «Карельский окатыш». Для замеров использовались датчики из имитатора детонирующего шнура, внутри которого помещалась тонкая медная проволочка. Такие шнуры (датчики), изготовленные на заводах, производящих промышленные типы детонирующих шнуров, помещались в незаряженные скважины, имитируя внутрискважинную сеть ДШ. При взрывании соседних заряженных скважин незаряженная скважина подбивалась, при этом проволочный датчик обрывался, что фиксировалось с помощью частотомера. Незаряженные скважины с датчиками размещались на расстоянии от боевых скважин, равном принятой на предприятиях сетке скважин для трудновзрываемых пород, т.е. около 5,0-6,5 м.

Обработка экспериментальных данных показала, что время подбоя скважин хорошо описывается распределением Вейбулла. Среднее время подбоя скважин (/, мс) рекомендуется находить экспериментально для конкретных условий или вычислять по формуле

* = а-^1п(1/1-?) (12)

где ааЬ- положительные постоянные: а = 95-105 (большее значение для более крепких пород); Ь = 1,4-3,0 (большее значение для более трещиноватых пород); д - вероятность подбоя скважины.

Повышение надежности массовых взрывов

Для разработки мероприятий, способствующих уменьшению количества отказов при взрывных работах, проводились исследования надежности схем взрывания при монтаже с установкой дополнительных перемычек, с заколь-цовкой и без закольцовки главных магистралей ДШ, при резервировании главных магистралей ДШ, при шунтировании узла ответвления скважинного ДШ. В результате проведенных исследований установлено, что наиболее рациональными и надежными являются схемы взрывания, в которых монтаж сети осуществляется с закольцовкой главных магистралей ДШ и установкой дополнительных магистралей-перемычек. Вероятность безотказной работы узла ДШ с шунтированием всегда выше, чем без шунтирования. Эффективность шунтирования тем ниже, чем выше надежность узла. На основе исследований вероятности безотказной работы коммутирующих сетей из ДШ и ее элементов разработана методика расчета надежности массового взрыва:

1. Выбор СИ и определение показателей надежности элементов. Интенсивность отказов магистрали ДШ, 1/м

Л= с1/Ь, (13)

где с? - количество дефектов ДШ на длине Ц Ь - длина обследованного ДШ, м; А„ = 0 при ¿МО; X „ = кк0 - коэффициент, зависящий от уровня доверительной вероятности.

а 0,999 0,990 0,975 0,950 0,9 0,8 ко 6,91 4,6 3,69 3,0 2,3 1,61 Вероятность безотказной работы отрезка ДШ длиной I

-XI (14)

Рь (0 = * •

Вероятность безотказной работы узла ДШ

Р = I-?2'73. (15)

Средние показатели вероятности отказов СИ: пиротехнических реле 7x10^*;

узлов ДШ-А 6x10"4 ; узлов ДШЭ-12 0,7х10"5.

2. Расчет показателей надежности системы и сравнение их с заданными. В случаях, когда расчетная безотказность системы ниже заданной, корректируется структура системы (вводится структурная избыточность):

где N - среднее количество взорвавшихся (неотказавших) скважин; т - количество скважин в диагональном ряду; и - количество диагональных рядов скважин; Рус- вероятность безотказной работы соединения скважинного .ДТТТ с диагональю ДШ; Ру - вероятность безотказной работы соединения диагонали ДШ с главной магистралью ДШ; Ра - вероятность безотказной работы отрезков диагоналей ДШ длиной / (следует принимать 1 = у а, где а - расстояние между скважинами или между диагоналями ДШ; у - относительный коэффициент сближения); Рам - вероятность безотказной работы отрезков ДШ главных магистралей длиной /0 (¡о - я); Д - вероятность безотказной работы реле замедления (с учетом вероятностей безотказной работы соединений отрезков ДШ реле с магистралями ДШ).

N>(N^-0,5), (17)

где N Скв - количество взорвавшихся скважин.

Методика позволяет при проектировании массовых взрывов определять среднее количество взорвавшихся скважинных зарядов на основе результатов контроля качества средств инициирования. В случаях, когда расчетное количество взорвавшихся скважин не удовлетворяет заданному условию, принимают меры по повышению надежности взрыва (резервирование малонадежных элементов, использование более надежных элементов, установка магистралей-перемычек и др.).

Реализация работы. Опытно-промышленные испытания разработанных ■ методик, рекомендаций, новых способов многорядного взрывания проводились на карьерах ОАО «Качканарский ГОК «Ванадий», ОАО «Карельский окатыш», ОАО «Комбинат «Ураласбест», ОАО «Уралнеруд», ОАО «Ямалнеф-

тегазжелезобетон», разрабатывающих различные генетические комплексы горных пород. Критериями оценки результатов опытных взрывов были качество дробления взорванной горной массы, проработка подошвы уступа, ширина основного развала (по низу), ширина или площадь сечения обратного выброса. Основные показатели и результаты проведенных промышленных взрывов приведены в табл. 5.

На Качканарском ГОКе разработанные способы взрывания по сравнению с применяемыми позволили, при прочих равных условиях, исключить обратный выброс, уменьшить выход негабарита в 2,8 раза, снизить ширину развала на 5-14%, отказы на 53,3%, улучшить проработку подошвы уступов.

На Костомукшском ГОКе разработанные способы отбойки горных пород позволили улучшить качество дробления взорванной горной массы (средний диаметр куска в развале снизился на 22,7%). Повышение дробящего действия взрыва позволило также дифференцированно увеличить сетку разбури-вания скважин и на 2,62 м3 увеличить выход горной массы с 1 м скважины.

На Аккермановском известняковом карьере разработанные способы позволили ликвидировать обратный выброс, снизить ширину развала на 10-20%, улучшить проработку подошвы уступов.

В Гороблагодатском РУ внедрение новых способов взрывания позволило исключить обратный выброс, уменьшить ширину развала на 14-18%, ликвидировать непроработку подошвы уступов. На Подгорненском карьере Харпского завода нерудных материалов разработанные способы взрывания позволили снизить выход негабарита с 26 до 17%, увеличить производительность забойных экскаваторов в 1,1 раза, обеспечить сохранность зданий и сооружений завода и поселка Харп.

Таблица 5

Результаты испытания новых способов ведения взрывных работ на карьерах

Показатели Качканарсхий ГОК Косгоыукшский ГОК Лккермановсмш карьер Гороблагодатское РУ Подгориеиский карьер

Способы взрывания

применяемые разработанные применяемые разработанные применяемые разработанные применяемые разработанные применяемые разработанные

Коэффициент крепости пород 12-14 12-14 10-14 10-14 8-10 8-10 12-14 12-14 8-10 8-10

Категория трещиноватости V V 1V-V 1У-У IV IV IV IV 1II-IV ИЫУ

Объем взорванной горной массы, тыс м3 1216 4557 14978 19594 582,8 1315,9 567,1 1013,2 300 300

Сопротивление по подошве, м 4-6 4-6 5-7 5-7 7-12 7-12 8-12 8-12 5-6 5-6

Высота уступа, м 15-16 15-16 14,5-16,0 14,5-16,0 9-10 9-10 12,0 12,0 10-15 10-15

Глубина перебура, и 3,540 3,5-4,0 2,5-3,0 2,5-3,0 1,6-2,0 1,6-2,0 2-3 2-3 3,0-3,5 3,0-3,5

Диаметр скважины, м 0,25 0,25 0,25 0,25 0,216 0,216 0,216 0,216 0,216 0,216

Интервал замедления, мс 35 35 35 35 35 25 35 35 20-35 20-35

Сетка скважин, м х м 6x5 6x5 6x6 6x6-6,5 6x6 6x6 6x6 6x6-7 4,5x5,0 4,5x5,0

Число рядов скважин 3-4 3-4 3-6 3-6 3 3 3-4 3-4 г-6 3-6

Удельный расход ВВ, ыТм' 1,2-1,4 1,2-1,4 1,0-1,2 1,0-1,2 0,6-0,7 0,6-0,7 0,6-0,7 0,6-0,7 1.0-1,2 1,0-1,2

Ширина подпорной стенки, м 20-30 20-30 . - . - - . ' - -

Ширина развалам 66-70 55-60 - - 22-28 17-23 44-51 35-43 - -

Ширина обратного выброса, м 10-18,0 0 • - 7-12 0 10-15 0 - -

Выход негабарита % 1,8-2,1 0,6-0,8 - - - - - 26 17

Количество отказов, % 0,6 0,32 - - - - - - - -

Диаметр среднего куска, см - - 22 17,3 - - - - -

Состояние подошвы, м (превышение над проектной отметкой) +0,8 +0,4 +0,6 +0,8 +0,6

Производительность экскаватора м3/смену • - ЭКГ-8И 1565 ЭКГ-8И 1642 - - - - ЭКГ-4,6 120 ЭКГ-4,6 122

Выход горной массы м7м - - 29,9 31,62 - - 19,84 24,04 - -

Внедрение новых способов взрывной отбойки крепких горных пород, обеспечивающих повышение качества массовых взрывов, позволило получить следующий фактический экономический эффект на горных предприятиях (в ценах 1990 г., тыс.руб.):

Внедрение разработанных способов взрывания на карьерах позволило обеспечить нормальные условия ведения горных работ на уступах и повысить их безопасность. Это стало возможным благодаря уменьшению непроизводительных работ, заключающихся в демонтаже перед взрывом и восстановлении после взрыва транспортных и энергетических коммуникаций, расположенных на кровле взрываемого уступа. Кроме того, исключение обратного выброса породы позволяет уменьшить максимальную высоту забоя, так как отсутствует переэкскавация, и тем самым уменьшить опасность работы горного оборудования и обслуживающего персонала в забое и призабойном пространстве.

В диссертации даны научно-технические и технологические решения пс разработке параметров буровзрывных работ, исключающих обратные выбросы породы, и надежных способов инициирования зарядов ВВ с помощью сетей и: детонирующего шнура, внедрение которых позволяет повысить безопасность * экономичность горных и взрывных работ на карьерах.

Основные научные выводы, рекомендации, разработанные в диссертации: 1. Впервые установлены количественные показатели влияния параметра взрывных работ на объем обратного выброса горной массы. Установлено, чтс

ОАО «Качканарский ГОК «Ванадий»

232,4 131,1 576,9 106,9 6,3 576,9

ОАО «Карельский окатыш» ОАО «Гороблагодатское РУ» ОАО «Комбинат Ураласбест» ОАО «Уралнеруд»

ОАО «Ямалнефтегазжелезобетон»

ЗАКЛЮЧЕНИЕ

с увеличением расстояния между одновременно взрываемыми зарядами в диагональных схемах МКЗВ объем обратного выброса уменьшается по экспоненциальному закону, причем он приближается к нулю при расстояниях между одновременно взрываемыми скважинами в диагонали, равных и больше 2,8 а (где а - расстояние между скважинами в ряду).

2. Установлены статистические оценки отказов отрезков ДШ, реле замедления, узлов соединения ДШ, на основе которых разработана математическая модель надежности функционирования взрывной сети ДШ, позволившая установить величины структурной избыточности и ограничения числа элементов передачи детонации.

3. Впервые экспериментально установлено, что при взрывной отбойке крепких крупноблочных пород в зажатой среде объем обратного выброса сокращается:

- в 2,6 раза при увеличении времени замедления от 10 до 35 мс;

- 2,2 раза при увеличении угла наклона линии одновременно взрываемых зарядов к бровке уступа от 20 до 42°;

- 1,4 раза с уменьшением удельного расхода ВВ от 1,5 до 1,0 кг/м3;

- 1,3 раза с уменьшением толщины отбиваемого слоя от 25 м до 5 м.

Объем обратного выброса в указанном диапазоне параметров взрывных

работ изменяется по линейному закону.

4. Установлена многофакторная математическая модель в виде неполной квадратичной функции, позволяющая рассчитывать объем обратного выброса в зависимости от значений параметров взрывных работ.

5. Натурными экспериментами показано, что при многорядном КЗВ время подбоя сети ДШ зависит от физико-технических и структурных свойств взрываемых горных пород, параметров БВР, формы скважинной магистрали. Для исключения явления подбоя необходимо оценивать его опасность по установленным параметрам распределения Вейбулла, ограничивать интервал замедления до безопасных значений и применять скважинную магистраль ДШ в виде

спирали.

6. Разработана методика определения рациональных параметров взрывных работ по критерию минимизации объема обратного выброса с использованием математической корреляционной модели процесса образования обратного выброса.

7. Разработаны и защищены авторскими свидетельствами способы взрывного дробления горных пород, исключающие выброс взорванной горной массы на верхнюю площадку уступов за счет рациональной последовательности короткозамедленного формирования фронтальной и боковой поверхностей линии отрыва.

8. Современные методы определения чувствительности. ДШ к инициирующему импульсу не позволяют получить точную оценку надежности работы изделий и не исключают попадание на массовые взрывы дефектных средств инициирования. Это установлено испытаниями партий пиротехнических реле и ДШ, поступивших на горные предприятия. При испытаниях уровень отказов реле составил 8,3%, а до 50% партий ДШ имели крайне низкие показатели чувствительности ДШ к инициирующему импульсу.

9. Впервые разработаны экспресс-методы оценки надежности поступивших на предприятия партий ДШ и пиротехнических реле. Испытания проводятся при точечном соприкосновении активного (магистрали) и пассивного ДШ (отрезки ДШ, отрезки ДШ каждого реле). Фактический уровень надежности ДШ и пиротехнических реле определяют по количеству отказов в передаче детонации по установленной зависимости.

10. Для предупреждения одиночных и групповых отказов при производстве взрывных работ в карьерах необходимо контролировать качество средств инициирования в каждой из поступающих на горное предприятие партий по разработанным методам, а по результатам контроля корректировать кратность резерва взрывной сети и допустимое количество ступеней замедления по математической модели надежности функционирования взрывной сети.

11.Разработанные методы расчета рациональных параметров БВР и новые способы ведения взрывных работ, прошли опытно-промышленную проверку на карьерах ОАО «Качканарский ГОК «Ванадий», ОАО «Карельский окатыш», ОАО «Комбинат «Ураласбест», ОАО «Уралнеруд», ОАО «Ямалнефтегазжеле-зобетон», защищены авторскими свидетельствами на изобретения и рекомендованы для широкого внедрения в производство.

Реальный экономический эффект от внедрения результатов исследований ' на указанных выше карьерах составил 1630,3 тыс.руб.(в ценах 1990 г.). Основные результаты диссертации опубликованы в следующих работах:

1. Ермолаев А.И., Субботин В.Я. Результаты опытно-промышленных взрывов по уменьшению обратных выбросов на карьерах Качканарского ГОКа //Труды/ИГД МЧМ СССР. - Свердловск, 1982,-Вып. 68 - С. 13-16.

2. Ермолаев А.И. О возможности снижения перебура скважин при отбойке трудновзры-ваемых пород на карьерах//Буровзрывные работы на глубоких карьерах: Сб. науч. тр /ИГД МЧМ СССР. - Свердловск, 1984. - Вып. 75. - С. 44-47.

3. Ермолаев А.И. Выбор параметров взрывных работ для предупреждения обратного выброса взорванной горной массы//Повышение эффективности буровзрывных работ: Сб. науч..тр /ИГД МЧМ СССР .- Свердловск, 1986. - Вып. 82. - С. 32-37.

4. Ермолаев А.И. Результаты дробления слоистых анизотропных горных пород массовыми _ взрывами//Изв. УПТА. Сер.: Горное дело .-Екатеринбург, 1998. Вып 7. - С. 95-97.

5. Способы предотвращения пылеобразования при взрывном разрушении горных пород/ Латышев О.Г., Азанов М.А., Корнилков М.В, Ермолаев А.И.//Изв. УПТА. Сер.: Горное дело. - Екатеринбург, 1998. Вып. 7,- С. 136-139.

6. Ермолаев А.И. Исследование процесса разрушения твердых сред при групповом взрывании зарядов/ЯТроблемы геотехнологии и недроведения (Мельниковские чтения): Доклады Междунар. конф.-Т. 1.-Екатеринбург: ИГД УрОРАН, 1998.-С. 249-253.

7. Ермолаев А.И., Корнилков М.В. Взрывы и современные промышленные взрывчатые вещества//Изв. вузов. Горный журнал .- 1999. - Вып.7-8,- С. 13-37.

8. Ермолаев А.И., Артемьев Э.П., Рождественский В.Н. Состояние буровзрывных работ на железорудных карьерах Урала и современные методы повышения эффективности взрывной подготовки горных пород// Изв. вузов. Горный журнал. - 1999. Вып. 7-8,- С. 46-53.

9. Ермолаев А.И, Артемьев Э.П., Рождественский В.Н. Управление энергией взрыва на

карьерах// Изв. УГГГА Сер.: Горное дело,-Екатеринбург, 2000. Вып. 11.- С. 153-155.

10. A.c. № 1130003 МКИ4 Е 21 С 37/00. Способ ведения взрывных работ /Ермолаев АИ., Сенук В.М., Артемьев Э.П..//БИ.-1984,- № 46.-С. 208.

11. Ас №1625984 AI МКИ 4 Е 21 С 37/00. Способ проходки въездных траншей в скальных породах/ Ермолаев АИ., Сенук В.М., Коваленко В.П., Никандров В И., Наумов В.К. //БИ.-1991,- J4» 5,- С. 97.

12. A.c. № 1789701 Al МКИ4 Е 21 С 41/26. Способ открытой разработки полезных ископаемых/ Ермолаев АИ.//БИ.-1993.- № 3,- С. 63.

13. A.c. № 1648172 МКИ4 G 01 N 33/2. Способ испытания детонирующего шнура/ Гилев Б. А Ермолаев А.И., Субботин В ..Я. //БИ.-2000.-№ 16.- С. 471.

14. A.c. № 1133935 МКИ4 Е 21 С 37/00. Способ взрывной отбойки горных пород/ Сенук

B.М, Ермолаев А И.У/БИ.-2000.- № 10. - С. 228.

15. A.c. № 1302770 МКИ4 Е 21 С 37/00. Способ взрывного дробления горных пород /Гилев Б. А., Ермолаев А И., Берсенев Г.П.//БИ -2000 -№10 -С. 229

16. Ас. № 1410628 МКИ4 F 42 D 3/04. Способ однорядного короткозамедленного взрыва-ния/Сенук В.М., Ермолаев А.И., Гилев Б.А, Берсенев Г.П. //БИ. - 2000 - Jfs 12.-С. 439.

17. A.c. № 1598515 МКИ 4 Е 21 С 47/00. Способ открытой разработки/ Ермолаев АИ., Сенук В.М., Раснер М.И., Дмитриев Н.В., Сорокин В П., Тимофеев В.М., Сомкин М.И. //БИ. - 2000. - № 15. - С. 470

18. A.c. № 1802577 МКИ4 Е 21 С 41/26. Способ разработки уступов/ Ермолаев АИ., Раснер М.И., Почекутов В.И, Сомкин М.И., Тимофеев В.М. //БИ. - 2000. - № 15. - С. 469.

19. Ермолаев А.И. Управление надежностью массовых взрывов в карьерах: Научное издание - Екатеринбург: Изд-во УГГТА 2002. - 58 с.

20. Ермолаев А.И. Экспериментальный метод оценки подбоя скважинной сети детонирующего шнура// Горный информационно-аналитический бюллетень. М.: Изд-во Московского государственного горного университета, 2003, вып. 4,- С. 74-76.

21 .Ермолаев А.И. Исследование надежности средств инициирования //Горный информационно-аналитический бюллетень. М.: Изд-во Московского государственного горного университета, 2003, вып. б - С. 8-10. 22. Промышленные взрывчатые материалы: Учебное пособие/Корнилков М.В., Корнилков

C.В., Ермолаев А.И. и др.- Екатеринбург: Изд-во УГГГА 2003.-104 с

Подписано в печать О &. О 9.0 3

Бумага писчая. Формат 60x84 Шб.Печать ризографная

Тираж 100 экз. Печ. л. 2,0 Заказ №

Информационно-издательский центр УГГТА. 620144, г. Екатеринбург, ул. Куйбышева, 30

2.00 »147 13

Содержание диссертации, доктора технических наук, Ермолаев, Александр Иванович

к ВВЕДЕНИЕ.

1. УПРАВЛЕНИЕ ДЕЙСТВИЕМ ВЗРЫВА И ЗАДАЧИ ИССЛЕДОВАНИЙ.

1.1. Состояние взрывных работ на карьерах и современные методы повышения эффективности взрывной подготовки горных пород.

1.2. Методы управления направленным действием массовых взрывов.

1.3. Безопасность короткозамедленного взрывания.

1.4. Выводы, цель, задачи и методы исследований.

2. ИССЛЕДОВАНИЕ ВЛИЯНИЯ ПАРАМЕТРОВ КОРОТКОЗАМЕДЛЕННОГО ВЗРЫВАНИЯ (КЗВ) НА ГЕОМЕТРИЮ РАЗВАЛА ВЗОРВАННОЙ ГОРНОЙ МАССЫ.

2.1. Основные факторы, влияющие на развал взорванной горной массы.

2.2. Исследование влияния расстояния между одновременно взрываемыми скважинными зарядами при многорядном КЗВ на объем обратного выброса.

2.3. Исследование влияния удельного расхода взрывчатых веществ (ВВ) на объем обратного выброса взорванной горной массы.

2.4. ледование влияния линии наименьшегопротивления (л.н) и ширины подпорнойенки на объем обратного выбр взорванной горной мы.

2.5. Исследование связи между временем замедления и объемом обратного выброса взорванной горной массы.

2.6. Исследование влияния угла наклона к фронту уступа линии одновременно взрываемых зарядов на объем обратного выброса взорванной горной массы.

ВЫВОДЫ ПО ГЛАВЕ.

3. МОДЕЛИРОВАНИЕ ПРОЦЕССА ОБРАЗОВНИЯ ОБРАТНОГО ВЫ* БРОСА ВЗОРВАННОЙ ГОРНОЙ МАССЫ.

3.1. Выбор модели и планирование эксперимента для поиска зоны минимума.

3.2. Проведение и обработка результатов эксперимента.

3.3. Анализ модели и выбор параметров взрывания, обеспечивающих предупрелсдение обратного выброса взорванной горной массы.

3.4. Разработка способов производства массовых взрывов, исключающих выброс горной массы на верхнюю площадку уступа.

ВЫВОДЫ ПО ГЛАВЕ.

4. ИССЛЕДОВАНИЕ НАДЕЖНОСТИ СРЕДСТВ ИНИЦИИРО-* ВАНИЯ (СИ) И ПОДБОЯ СКВАЖИННЫХ ЗАРЯДОВ ПРИ КЗВ.

4.1. Основные факторы, определяющие безопасность КЗВ.

4.2. Стандартные методы контроля качества партий СИ и их недостатки.

4.3. Исследование надежности работы соединений детонирующего шнура (ДШ).

4.4. Разработка методики оперативного входного контроля качества партий средств инициирования.

4.5. Исследование подбоя скважинной сети ДШ.

ВЫВОДЫ ПО ГЛАВЕ.

5. ИССЛЕДОВАНИЕ НАДЕЖНОСТИ МАССОВЫХ ВЗРЫВОВ.

5.1. Исследование надежности взрывных систем из ДШ.

5.2. Методика расчета надежности массового взрыва и оценка надежности СИ.

5.3. Расчет надежности массового взрыва.

5.4. Предупреждение отказов при массовых взрывах.

ВЫВОДЫ ПО ГЛАВЕ.

6. ОПЫТНО-ПРОМЫШЛЕННАЯ ПРОВЕРКА ПРЕДЛОЖЕННЫХ РАЗРАБОТОК И ИХ ЭФФЕКТИВНОСТЬ.

6.1. Условия и методика проведения опытно-промышленной проверки разработанных способов взрывания.

6.2. Результаты опытно-промышленной проверки предложенных способов взрывания.

6.3. Технико-экономическая оценка эффективности внедрения новых способов взрывания.

ВЫВОДЫ ПО ГЛАВЕ.

Введение Диссертация по наукам о земле, на тему "Управление обратным выбросом горной массы и надежностью массовых взрывов на карьерах"

Актуальность работы. В настоящее время на открытых горных разработках более 80% объемов горных пород разрабатывается с применением буровзрывных работ (БВР), предопределяющих эффективность последующих технологических процессов добычи и переработки полезного ископаемого. Затраты на БВР в себестоимости добычи составляют 20-50%, поэтому важнейшей задачей, стоящей перед горнодобывающими предприятиями в современных условиях, является снижение затрат на их производство.

Практика горных предприятий свидетельствует о том, что при ведении взрывных работ на карьерах, несмотря на внедрение ряда высокоэффективных методов взрывной отбойки, не решены проблемы управления геометрией развала взорванной горной массы, безотказности взрывания. В частности, на железорудных карьерах России и стран СНГ при взрывании крепких и весьма крепких крупноблочных пород ширина развала составляет 60-70 м, обратный выброс - 5-15% объема взрываемого блока. Особенно большие выбросы отмечаются при взрывании в зажатой среде с удельным расходом взрывчатых веществ (ВВ) 1,0-1,5 кг/м и на участках, где имеются отказы скважинных зарядов. При производстве массовых взрывов в карьерах наблюдаются как одиночные, так и групповые отказы скважинных зарядов. Официально зарегистрированное количество одиночных отказов на горных предприятиях в среднем составляет 0,3-0,5 %, а фактическое количество достигает 1,5-2,0%.

Большая ширина развала взорванной горной массы при узких рабочих площадках, ликвидация обратного выброса и отказов скважинных зарядов приводят к значительным простоям горно-транспортного оборудования, снижают его производительность, повышают опасность работ в карьерах, что в конечном итоге наносит значительный экономический ущерб предприятиям. Всё выше перечисленное обусловлено недостаточной изученностью закономерностей Процесса взрывного разрушения и перемещения горных пород при уступной отбойке. Поэтому разработка научно обоснованных параметров буровзрывных работ, исключающих обратные выбросы, и надежных способов инициирования зарядов при массовых взрывах на карьерах является актуальной научно-технической и экономической задачей, решение которой обеспечит повышение эффективности открытых горных работ.

Задачи исследования:

4. Разработать методику оперативного входного контроля качества партий средств инициирования (СИ).

5. Экспериментально измерить время подбоя скважинных зарядов при взрывании с помощью ДШ.

6. Оценить надежность применяемых схем взрывания и разработать рекомендации по предупреждению отказов.

Методы исследований включают: анализ и обобщение работ, посвященных теории и практике взрывного разрушения горных пород при корот-козамедленном взрывании (КЗВ); методы теории планирования эксперимента, математической статистики и теории вероятностей; промышленные эксперименты и технико-экономический анализ.

Научные положения, представляемые к защите:

1. Многофакторная математическая модель в виде неполного полинома второй степени, позволяющая рассчитывать объем обратного выброса породы в зависимости от физико-технических свойств горных пород, толщины отбиваемого слоя, удельного расхода ВВ, времени замедления, угла линии отбойки к фронту уступа.

3. Новый экспресс-метод оценки надежности детонирующего шнура путем его испытаний при точечном соприкосновении активного и пассивного отрезков, при этом надежность ДШ будет определяться соотношением р = 1 - q273} Где q - вероятность отказов по предложенному экспресс-методу. s

4. Величины структурной избыточности и ограничений числа элементов передачи детонации (реле замедления, узлы ДШ, их коммутации и длины отрезков ДШ) и соответствующая методика оценки надежности инициирования зарядов при массовом взрыве на карьерах.

Научная новизна:

Достоверность научных положений, выводов и рекомендаций подтверждаются:

- представительным объемом экспериментальных исследований;

Практическая ценность работы состоит в том, что результаты исследований позволяют:

- устанавливать рациональные параметры взрывных работ по критерию минимизации обратного выброса взорванной горной массы;

- оперативно определять качество поступивших на предприятия партий ДШ и пиротехнических реле;

Личный вклад автора включает:

Реализация результатов работы. Основные результаты работы внедрены на карьерах ОАО «Качканарский ГОК «Ванадий», ОАО «Карельский окатыш», ОАО «Комбинат «Ураласбест», ОАО «Уралнеруд», ОАО «Ямал-нефтегазжелезобетон».

Результаты исследований внедрены в учебный процесс в методических указаниях «Проектирование буровзрывных работ на открытых горных разработках», 1998 г., в учебном пособии «Промышленные взрывчатые материалы», 2003 г. по курсам: «Взрывные технологии в промышленности», «Методы взрывных работ», «Промышленные взрывчатые материалы».

Апробация работы. Основные положения диссертации обсуждены и одобрены на отраслевой научной конференции молодых ученых «Интенсификация горнорудного производства» (г. Свердловск, 1983 г.), на территориальной научно-технической конференции по повышению эффективности горных работ на месторождениях Урала (г. Свердловск,1983 г.), на Всесоюзной научно-практической конференции по буровзрывным работам (г. Губкин, 1986 г.), на Всесоюзном научно-техническом совещании «Научнотехнический прогресс в области буровзрывных работ на разрезах» (г. Челябинск, 1986 г.), на Всероссийском совещании по взрывным работам «Взрыв-96» (г. Качканар, 1996 г.), на Международной конференции «Проблемы геотехнологии и недроведения» (г. Екатеринбург, 1998 г.), в институтах «Урал-гипроруда», «Уралгипрошахт», НИИОГР, в Уральской государственной горно-геологической академии, Институте горного дела УрО РАН, на технических советах ОАО «Уралнеруд», ОАО «Соколовско-Сарбайское ГПО», ОАО «Качканарский ГОК «Ванадий», ОАО «Карельский окатыш», ОАО «Гороб-лагодатское РУ», на других горно-обогатительных комбинатах России и стран СНГ.

Заключение Диссертация по теме "Геомеханика, разрушение пород взрывом, рудничная аэрогазодинамика и горная теплофизика", Ермолаев, Александр Иванович

ВЫВОДЫ ПО ГЛАВЕ

1. Опытно-промышленные испытания разработанных способов производства массовых взрывов на карьерах в различных горно-геологических и горнотехнических условиях показали применимость разработанных методик расчета рациональных параметров БВР для условий промышленного производства.

2. Новые разработанные способы отбойки крепких горных пород позволяют предупредить выброс взорванной горной массы на верхнюю площадку взрываемого массива, снизить ширину развала по низу на 5-20%, уменьшить выход негабарита в 1,5-2,8 раза, улучшить проработку подошвы уступов, повысить безопасность горных работ.

3. Экономическая эффективность от внедрения при МКЗВ оптимальных параметров и режимов взрывания получена за счет устранения затрат на ликвидацию обратного выброса породы, повышения производительности забойных экскаваторов и снюкения затрат на буровзрывные работы. Фактический экономический эффект от внедрения новых способов взрывания составляет 1630,3 тыс. руб.

ЗАКЛЮЧЕНИЕ

В диссертации даны научно-технические и технологические решения по разработке параметров буровзрывных работ, исключающих обратные выбросы породы, и надежных способов инициирования зарядов ВВ с помощью сетей из детонирующего шнура, внедрение которых позволяет повысить безопасность и экономичность горных взрывных работ на карьерах.

Основные научные выводы, рекомендации, разработанные в диссертации:

1. Впервые установлены количественные показатели влияния параметров взрывных работ на объем обратного выброса горной массы. Установлено, что с увеличением расстояния между одновременно взрываемыми зарядами в диагональных схемах МКЗВ объем обратного выброса уменьшается по экспоненциальному закону, причем этот объём приближается к нулю, если расстояния между одновременно взрываемыми скважинами в диагонали равны или больше 2,8 а (где а - расстояние между скважинами в ряду).

- в 2,6 раза при увеличении времени замедления от 10 до 35 мс;

- в 2,2 раза при увеличении угла наклона линии одновременно взрываемых зарядов к бровке уступа от 20 до 42°;

•1

- в 1,4 раза с уменьшением удельного расхода ВВ от 1,5 до 1,0 кг/м ;

- в 1,3 раза с уменьшением толщины отбиваемого слоя от 25 м до 5 м.

Объем обратного выброса в указанном диапазоне параметров взрывных работ изменяется по линейному закону.

4. Установлена много факторная математическая модель в виде неполной квадратичной функции, позволяющая рассчитывать объем обратного выброса в зависимости от значений параметров взрывных работ.

5. Натурными экспериментами показано, что при многорядном КЗВ время подбоя сети ДШ зависит от физико-технических и структурных свойств взрываемых горных пород, параметров БВР и формы скважинной магистрали. Для исключения явления подбоя необходимо оценивать его опасность по установленным параметрам распределения Вейбулла, ограничивать интервал замедления до безопасных значений и применять скважинную магистраль ДШ в виде спирали.

7. Разработаны и защищены авторскими свидетельствами способы взрывного дробления горных пород, исключающие выброс взорванной горной массы на верхнюю площадку уступов за счет рациональной последовательности коротко-замедленного формирования фронтальной и боковой поверхностей линии отрыва.

8. В следствие испытаний партий пиротехнических реле и ДШ, поступивших на горные предприятия, установлено, что современные методы определения чувствительности ДШ к инициирующему импульсу не позволяют получить точную оценку надежности работы этих изделий и не исключают попадание на массовые взрывы дефектных средств инициирования. При испытаниях уровень отказов реле составил 8,3%; крайне низкие показатели чувствительности ДТП к инициирующему импульсу имели до 50% партий ДШ.

9. Впервые разработаны экспресс-методы оценки надежности поступивших на предприятия партий ДШ и пиротехнических реле. Испытания проводятся при точечном соприкосновении активного (магистрали) и пассивного ДТТТ (отрезки ДШ, отрезки ДШ каждого реле). Фактический уровень надежности ДШ и пиротехнических реле определяют по количеству отказов в передаче детонации по установленной зависимости.

10.Для предупреждения одиночных и групповых отказов при производстве взрывных работ в карьерах необходимо контролировать качество средств инициирования в каждой из поступающих на горное предприятие партий по разработанным методам, а по результатам контроля корректировать кратность резерва взрывной сети и допустимое количество ступеней замедления по математической модели надежности функционирования взрывной сети.

11 .Разработанные методы расчета рациональных параметров БВР и новые способы ведения взрывных работ прошли опытно-промышленную проверку на карьерах ОАО «Качканарский ГОК «Ванадий», ОАО «Карельский окатыш», ОАО «Комбинат «Ураласбест», ОАО «Уралнеруд», ОАО «Ямалнефтегазжеле-зобетон», защищены авторскими свидетельствами на изобретения и рекомендованы для широкого внедрения в производство.

Реальный экономический эффект от внедрения результатов исследований на указанных выше карьерах составил 1630,3 тыс.руб.(в ценах 1990 г.).

Библиография Диссертация по наукам о земле, доктора технических наук, Ермолаев, Александр Иванович, Екатеринбург

1. Хохряков B.C. Проектирование карьеров.- М.: Недра, 1999.- 383 с.

2. Воробьев В.Д., Перегудов В.В. Взрывные работы в скальных породах.-Киев: Наук.думка, 1984. 240 с.

3. Китач Г.М. Факторы предопределившие высокую степень дробления породы на горнообогатительных комбинатах Кривбасса.//Сб. Взрывное дело.-М.: Недра, 1967, № 62/19, С. 76-83.

4. Барон Л.И., Андрианов Н.Ф. Влияние выхода негабарита на производительность экскаватора и полезный вес думпкара при скважинной отбойке известняков.//Сб. Взрывное дело.-М.: Госгортехиздат, 1961, № 47/4, С.218-222.

5. Технология открытой разработки месторождений полезных ископаемых./ Новожилов М.Г., Кучерявый Ф.И., Хохряков B.C. и др. -М.: Недра, 1971 ч.2.-552 с.

6. Пучков Я.М., Гилев Б.А. Влияние степени дробления горной массы на производительность экскаватора ЭКГ-8И./Труды /ИГД МЧМ СССР.-Свердловск, 1970, вып. 26, С. 58-63.

7. Ржевский В.В. Процессы открытых горных работ.-М.: Недра,1978.-543 с.

8. Мосинец В.Н. Дробящее и сейсмическое действие взрыва в горных породах.-М.: Недра, 1976.-271 с.

9. Кучерявый Ф.И., Кожушко Ю.М. Разрушение горных пород. М.: Недра, 1972.239 с.

10. Ю.Юматов Б.П., Байков Б.Н. Технология буровзрывных работ на карьерах цветной металлургии.-М.: Недра, 1969.-100 с.

11. Технические правила ведения взрывных работ на дневной поверхности,- М.: Недра, 1972.-240 с.

12. Горное дело. Терминологический справочник /Барон Л.И., Демидюк Г.П., Лидин Г.Д. и др. -М.: Недра, 1981.-479 с.

13. Демидюк Г.П., Смирнов С.А. Исследование влияния элементов расположения зарядов на эффективность взрывной отбойки. -М.: ИГД им.Скочинского, 1968. -30 с.

14. Сенук В.М. Теоретические основы оптимизации процесса дробления горных пород при взрывной отбойке на железорудных карьерах. Дис. . док.техн.наук. -ИПКОН.-М., 1983.-374 с.

15. Ведение взрывных работ на Качканарском ГОКе в повышенным коэффициентом сближения зарядов/Рыковский Б.Б., Гилев Б.А., Толочко М.Г. и др.//Горн.журнал,-1970.-№6, С.46-47.

16. Комащенко В.И., Носков В.Ф., Лебедев Ю.А. Буровзрывные работы.-М.: Недра, 1995, С. 279.

17. Гилев Б.А., Мишуткин В.В., Данчев П.С. О качестве и надежности детонирующих шнуров.//Горн. журн.-1979, № 3, С. 42-43.

18. Разработка и внедрение мероприятий по повышению эффективности взрывных работ на предприятиях ВПО СоюзРУДА: Отчет о НИР/ИГД МЧМ СССР. Рук. Сенук В.М. Г.Р.№ 01860074788. Свердловск, 1987. - 110 с.

19. Мельников Н.В., Марченко Л.Н. К вопросу о работе и механизме действия взрыва в твердых средах.//Сб. Взрывное дело.-М.: Госгортехиздат, I960.- № 45/2, С.5-20.

20. Ханукаев А.Н. О влиянии радиальных зарядов и воздушных промежутков на параметры волны напряжения и процессов разрушения.//Сб. Взрывное дело.-М.: Недра, 1964, № 54/11.С. 35-47.

21. Интенсификация дробления скальных пород с целью повышения эффективности горно-транспортного оборудования/Кузнецов Г.В., Батманова А.А., Малых В.А. и др.-М.: Цветметинформация, 1973.-49 с.

22. Опыт повышения удельного расхода ВВ на железорудных карьерах Урала/Сенук В.М., Артемьев Э.П., Рождественский В.Н. и др.//Труды ИГД МЧМ СССР.-Свердловск: 1979, Вып. 59, С.32-35.

23. Друкованный М.Ф. Методы управления взрывом на карьерах.-М.: Недра, 1973,-415 с.

24. Ефремов Э.И. Подготовка горной массы на карьерах.-М.: Недра, 1980.-271 с.

25. Докучаев М.М., Галимуллин А.Т. Взрывание наклонными скважинными зарядами на карьерах.-М.: Недра, 1971.-208 с.

26. Константинов JI.C., Кауфман И.А. Применение метода отбойки наклонными скважинами зарядами на зарубежных карьерах//Научные труды /СибцветметНИИпроект.-Красноярск: 1971, Вып.4, С. 125-131.

27. Барон B.JL, Кантор В.Х. Техника и технология взрывных работ в США.-М.: Недра, 1989.-376 с.

28. Технология и безопасность взрывных работ/Баранов J1.B., Першин В.В., Муратов А.П., Колмагоров В.М.: Справочное пособие.-М.: Недра, 1993. -237 с.

29. Ермолаев А.И., Корнилков М.В. Взрывы и современные промышленные взрывчатые вещества//Изв.вузов. Уральское горное обозрение.-Екатеринбург, 1999, вып. 7-8.-С. 13-37.

30. Мосинец В.Н. Энергетические и корреляционные связи процесса разрушения пород взрывом.- Фрунзе: Из-во АН Кирг.ССР, 1963.-С.180-190.

31. Исследование эффективности действия взрыва при многоточечном инициировании удлиненных зарядов/ Сеинов Н.Г., Марченко, Л.Н.,Карпов И.Ф. и др.//Взрывное дело.-М.: Недра, 1972, № 71/28, С. 102-108.

32. Кушнарев Д-М. Короткозамедленное взрывание зарядов, рассредоточенных воздушными промежутками, на открытых работах горнохимической промышленности//Взрывное дело.-М.: Недра, 1963.-№ 51/8.-С.192-199.

33. Ефремов Э.И. Взрывание с внутрискважинным замедлением.-Киев: Наук.думка, 1971. -168 с.

34. Кутузов Б.Н., Вареничев А.А. Выбор рационального диаметра взрывных скважин для карьеров//Горн.журн.-1976.- № 8.- С.47-51.

35. Дорошенко В.Н. Исследование и выбор оптимальных диаметров скважинных зарядов при разработке крепких железистых кварцитов. Дис. канд.техн.наук.-Днепропетровск: ИГТМ АН УССР, 1971.-155 с.

36. Друкованный М.Ф., Ефремов Э.И. Область применения метода взрывания высоких уступов и механизм разрушения пород//Горн.журн.,1970.-№ 11.-С.39-41.

37. Китач Г.М. Анализ результатов взрывания высоких уступов на Криворожских карьерах//Горн.журн. 1969.-№ 3.-С.32-36.

38. Демидюк Г.П. Регулирование действия взрыва при отбойке твердых горных пород//Взрывное дело.-М.: Недра,1974.-№73/30.-С.210-224.

39. А.с. № 1410628 МКИ4 F 42 D 3/04.Способ однорядного короткозамедленного взрывания/Сенук В.М., Ермолаев А.И., Гилев Б.А.,Берсенев Г.П.Опубл.//Бюл.-2000.-№ 12.

40. А.с. № 1598515 МКИ4 Е 21 С 47/00. Способ открытой разработки/ Ермолаев

41. A.И., СенукВ.М., Раснер М.И., Дмитриев Н.В. Сорокин В.П., Тимофеев В.М., Сомкин М.И. Опубл.//Бюл.-2000.-№ 15.

42. А.с. № 1789701 А1 МКИ 4 Е 21 С 41/26.Способ открытой разработки полезных ископаемых/ Ермолаев А.И. Заявл. 16.04.90. Опубл. //Бюл.-1993.-№ 3.

43. А.с. № 1625984 А1 МКИ4 Е 21 С 37/00. Способ проходки въездных траншей в скальных породах/ Ермолаев А.И., Сенук В.М., Коваленко В.П., Никандров

44. B.И., Наумов В.К. Заявл. 10.01.89. Опубл. //Бюл.-1991.-№ 5.

45. А.с. № 1802577 МКИ4 Е 21 С 41/26.Способ разработки уступов/ Ермолаев А.И., Раснер М.И., Почекутов В.Н., Сомкин М.И., Тимофеев В.М. Опу б л .//Бюл. -2000. -№ 15.

46. Ермолаев А.И. Интенсификация горных работ на карьерах Качканарского ГОКа на основе повышения качества массовых взрывов//Тез. докл. научно-техн. конф. молодых ученых.-Свердловск: ИГД Минчермета СССР, 1983.1. C.60.

47. Опыт управления запасами отбитой горной массы на карьере НКГОКа/Малюта Д.И., Киковка Е.И., Астафьев Ю.П. и др.//Взрывное дело.-М.: Недра, 1971.-№70/27.-С.134-138.

48. Субботин В.Я., Ермолаев А.И. Результаты опытно-промышленных взрывов по уменьшению обратных выбросов на карьерах Качканарского ГОКа//Труды/ИГД МЧМ ССР.-Свердловск, 1982.-Вып.68.-С.13-16.

49. Pelley М.Н. A report on improvements in drilling aNd bllasting practices at IOC's Carol Lake project//CIM Bullentin.-1978.-Vol.71.-№ 797.-P. 73-80.

50. Alan Bauer. Trends in drilling and blasting//CIM Bulletin.- 1978,-Vol. 71.-№ 797.-P. 81-90.

51. Ермолаев А.И. Разработка способов предупреждения обратных выбросов горной массы при взрывном дроблении крупноблочных пород в зажатой среде: Дис. канд. техн.наук.-Свердловск: ИГД МЧМ СССР,1987.-96 с. ДСП.

52. Ермолаев А.И., Субботин В.Я. Предупреждение обратных выбросов при взрывной отбойке крепких крупноблочных пород на карьерах.// Инф. листок о научн.техн.достижении.- Свердловск: Свердловский ЦНТИ, 1983.-№ 83/17.-4 с.

53. Друкованный М.Ф., Куц B.C., Ильин В.И. Управление действием взрыва скважинных зарядов на карьерах.-М.: Недра, 1980.-223 с.

54. Механический эффект подземного взрыва./Родионов В.Н., Адушкин В.В., Костюченко В.В. и др.-М.: Недра, 1971.- 224 с.

55. Покровский Г.И., Федоров И.С. Возведение гидротехнических земляных сооружений направленным взрывом.-М.: Стройиздат, 1971.-285 с.

56. Покровский Г.И., Черниговский А.А. Расчет зарядов при массовых взрывах на выброс. -М.: Госгортнехиздат , 1963, -88 с.

57. Черниговский А.А. Применение направленного взрыва в горном деле и строите л ьстве.-М.: Недра, 1976.- 319 с.

58. Авдеев Ф.А., Барон B.JL, Блейман H.J1. Производство массовых взрывов. -М.: Недра, 1977.-312 с.

59. Ромашов А.Н. Особенности действия крупных подземных взрывов.-М.: Недра, 1980,-243 с.

60. Репин Н.Я. Подготовка и экскавация вскрышных пород угольных разрезов. -М.: Недра, 1978.-256 с.

61. Основы теории и методы взрывного дробления горных пород/Ефремов Э.И., Кравцов B.C.,и Мячина Н.И. и др. -Киев: Наукова Думка, 1979.-224 с.

62. Бакиров P.O. Расчет выброса твердого грунта с учетом сопротивления воздухаУ/Вестник трудов военно-инженерной академии им. Куйбышева.-М.: Изд-во Военно-инженерной академии, 1960.-№1631.-С.14-56.

63. Ермолаев А.И. Выбор параметров взрывных работ для предупреждения обратного выброса взорванной горной массы//Повышение эффективности буровзрывных работ: Сб. научн.тр./ИГД МЧМ СССР.-Свердловск, 1986.-вып.82.-С.32-37.

64. Мельников Н.В. Краткий справочник по открытым горным работам.-М.: Недра, 1982.-414 с.

65. Рождественский В.Н. Зависимость ширины развала от условия взрывания скважинных зарядов на карьерах //Труды/ИГД МЧМ СССР.- Свердловск, 1979.-Вып. 59.С.44-48.

66. Назаров П.П. Производство буровзрывных работ на угольных разрезах.- М.: Углетехиздат, 1949.-237 с.

67. Федоренко П.И., Кушко А.А. Исследование формирования развала при отбойке пород на неубранную горную массу//Разработка рудных месторождений: Респ.межвед.научн.техн.сб.-Киев: Техника, 1980.-Вып. 29. С.90-94.

68. Перемещение и развал горных пород при взрыве скважинных зарядов/ Ефремов Э.И., Петренко В.Д., Сиротенко В.Д., Овсиенко А.В.//Изв. вузов. Горн.журн.-1983.-№1, С.52-56.

69. Демидюк Г.П. Взрывные работы. М.: Изд.СНТ НКТП СССР,1937, ч.1 .-235 с.

70. Покровский Г.Н., Федоров Н.С. Действие удара и взрыва в деформируемых средах.-М.: Стройиздат, 1957.- 275 с.

71. Евстропов Н.А. Взрывные работы в строительстве.-М.: Стройиздат. 1965.-206 с.

72. Баранов Е.Г. Короткозамедленное взрывание.-Фрунзе: Илим.1971.- 147 с.

73. Казаков Н.Н. Взрывная отбойка руд скважинными зарядами.М.: Недра, 1975.-190 с.

74. Густафсон Р. Шведская техника взрывных работ. Пер. с англ.-М.: Недра, 1977.-264 с.

75. Ханукаев А.Н. Физические процессы при отбойке горных пород взрывом.-М.: Недра, 1974.-222 с.

76. Кутузов Б.Н. Взрывное и механическое разрушение горных пород.-М.: Недра, 1973.-213 с.

77. Кутузов Б.Н. Взрывные работы. -М.: Недра, 1974.- 368 с.

78. Кутузов Б.Н. Техника и технология взрывных работ на карьерах.-М.: Изд-во МГИ, 1978.-81 с.

79. Just G.D., Lemo№t G. Stemmi№g of blast holes i№ mi№i№gex-cavatio№//Proceedi№gs of Australia№ I№stitute of Mi№i№g a№d Metallugy.-1979.- № 269, P.7-15.

80. Jenkins S.S. Adjusting blast design for best results//Pit and Guarry.-1981.-Vol. 74.-№3 P.98-100.

81. Adjusting blast design for the best results//Mining Equipment International.-1981 № 5, P.-3, 24,33.

82. Раснер М.И. Работа мехлопат с верхней погрузкой //Горн.журн. -1977.-№ 6.-С.31-35.

83. Жунусов К. Отбойка скальных пород зарядами с воздушной подушкой. -Алма-Ата: Наука, 1979.-35 с.

84. А.с. № 276866 СССР, МКИ1 Е 21 С 41/00 Способ сокращения развала горной массы на карьерах/Звонов А.А., Зонтович Ю.К., Васильков Ю.М. (СССР).-№1241314/22-3, Заявл. 22.05.68, 0публ.22.07.70, Бюл. № 24//Открытия. Изобретения .-1970. -№24. -С. 10.

85. А.с. № 355347 СССР, МКИ1 Е 21 С 37/00 Способ ведения буровзрывных работ / Васильев В.К. (СССР).-№ 1113834/22-3; Заявл.22.11.66; Опубл. 16.10.72, Бюл.№31 //Открытия. Изобретения. -1972.-№31.-С.114.

86. А.с. № 669054 СССР, МКИ2 Е 21 С 37/00 Способ производства буровзрывных работ при реконструкции карьера//Власов В.М., Гайдай В.К.: Круцкий А.А. (СССР)-№ 2494039/22-03; Заявл.06.06.77; 0публ.25.06.79, Бюл. № 23 //Открытия. Изобретения. -1979.-№23.-С.89.

87. Исследование, обоснование и внедрение эффективных методов повышения надежности взрывания на карьерах Минчермета СССР: Отчет о НИР/ИГД МЧМ СССР. Рук. Сенук В.М. № Г.Р. 01840040743, Инв. №028500606,-Свердловск, 1985.-90 с.

88. Временная инструкция по предупреждению, обнаружению и ликвидации отказавших зарядов ВВ на открытых разработках. Утв. 17.01.80.- Свердловск: ИГД МЧМ СССР, 1980.-64 с.

89. Исследование причин отказов скважинных зарядов на карьерах Кривбасса/Малахов Г.М., Дядечкин Н.Н., Кимлак В.К., Бондаренко В.Н.-Горн.журн., 1978, №4, С.49-52.

90. Анализ причин отказов скважинных зарядов на карьере Ковдорского ГОКа/Кутузов Б.Н., Захаров В.Н., Славский Б.Н. и др.-Горн.журн., 1978, № 11, С.52-55.

91. Налимов В.В. Теория эксперимента.- М.: Наука, 1971.-207 с.

92. Адлер Ю.П., Маркова Е.В., Грановский Ю.В. Планирование эксперимента при поиске оптимальных условий.-М.: Наука, 1976.-279 с.

93. Барский JI.A., Козин В.З. Системный анализ в обогащении полезных ископаемых.-М.: Недра, 1978.-486 с.

94. Вознесенский В.А. Статистические методы планирования эксперимента в технико-экономических исследованиях.-М.:Финансы и статистика, 1981.-263 с.

95. Кутузов Б.Н., Вареничев А.А. Основные положения методики проведения опытных взрывов на открытых горных работах. //Горн.журн.-1977.- №8. С.40-44.

96. Петров Н.Г. Росинский H.JI. Короткозамедленное взрывание в шахтах.-М.: Недра, 1985.-270 с.

97. Баранов Е.Г., Мосинец В.Н. Короткозамедленное взрывание на открытых горных работах в СССР и за рубежом.-Фрунзе: изд. ИНТИ, 1960.-74 с.

98. Гальянов А.В., Рождественский В.Н., Блинов А.Н. Трансформация структуры горных массивов при взрывных работах на карьерах.-Екатеринбург: ИГД УрО РАН, 1999.-140 с.

99. Вентцель Е.С. Теория вероятностей.-М.: Наука, 1969,С.156-158.

100. Ковтун И.Н., Федоренко П.И. Исследование и внедрение рациональных параметров взрывной отбойки горной массы.-Киев: Знание УССР, 1979.-36 с.

101. Муслямов В.А. Исследование особенностей разрушения трещиноватых горных пород при короткозамедленном взрывании зарядов взрывчатых веществ. Дис. . канд.техн.наук.-Фрунзе: ИФМГП АН Киргизской СССР, 1973.-19 с.

102. Артемьев Э.П. Выбор интервалов замедления многорядного короткозамедленного взрывания с повышенным коэффициентом сближения зарядов дробления //Труды/ ИГД МЧМ СССР.- Свердловск, 1979.-Вып. 59.С.36-40.

103. А.с. № 1133935 МКИ4 Е 21 С 37/00. Способ взрывной отбойки горных пород/В.М.Сенук, А.И.Ермолаев. Опубл.//Бюл.-2000.-№10.

104. А.с. № 1130003 МКИ 4 Е 21 С 37/00.Способ ведения взрывных работ/Ермолаев А.И., Сенук В.М., Артемьев Э.П. Опубл.//Бюл.-1984/ № 46.

105. Шер Я.Б. Статистические методы анализа и контроля качества и надежности.-М.: Сов.радио, 1962.-552 с.

106. А.с. № 1648172 МКИ4 G 01 № 33/2. Способ испытания детонирующего шнура / Б.А.Гилев, А.И.Ермолаев, В.Я.Субботин. Опубл. //Бюл.-2000: №16.

107. Ермолаев А.И. О возможности снижения перебура скважин при отбойке трудновзрываемых пород на карьерах//Буро-взрывные работы на глубоких карьерах: Сб.научн.тр./ИГД МЧМ СССР.-Свердловск, 1984.-вып. 75.-С.44-47.

108. Ермолаев А.И., Сенук В.М., Картузов М.И. Повышение эффективности и безопасности взрывных работ// Инф.листок о научн.техн. достижении.-Свердловск: Свердловский ЦНТИ, 1988.-№434-88.-4 с.

109. Ермолаев А.И. Результаты дробления слоистых анизотропных горных пород массовыми взрывами//Изв. УГГГА. Сер. Горное дело.-Екатеринбург, 1998, вып. 7.-С.95-97.

110. Ермолаев А.И. Исследование процесса разрушения твердых сред при групповом взрывании зарядов/Шроблемы геотехнологии и недроведения (Мельниковские чтения). Доклады междунар.конф.-Т.-1.-Екатеринбург: УрО РАН, 1998.-С.249-253.

111. Артемьев Э.П., Рождественский В.Н., Ермолаев А.И. Управление энергией взрыва на карьерах//Изв.УГГГА. Сер. Горное дел о.-Екатеринбург, 2000, вып. 11.-С. 153-155.

112. Любимов Н.И., Носенко Л.И. Справочник по физико-механическим параметрам горных пород рудных районов.-М.:Недра,1978.-285с.

Информация о работе

Ермолаев, Александр Иванович
доктора технических наук
Екатеринбург, 2003
ВАК 25.00.20

Диссертация

Управление обратным выбросом горной массы и надежностью массовых взрывов на карьерах - тема диссертации по наукам о земле, скачайте бесплатно

Автореферат

Похожие работы