Розробка технології видобутку природного каменя як попутної сировини в діючих кар'єрах

Обсяг і структура дисертації. Дисертація складається з введення, 6 розділів і висновків, викладена на 298 сторінках, містить 29 таблиць, 59 рисунків, список літератури з 254 найменувань і додатку.

Розділ 1. Стан проблеми та постановка завдань досліджень.

Особливістю попутного видобутку природного каменя є те, що він, з одного боку, вимагає дуже специфічних технологій, а з другого - запроваджуюється в діючому кар'єрі і входить до його загального технологічного комплексу. Це значною мірою ускладнює проблему його реалізації і зумовлює необхідність комбінованого наукового підходу до розв'язання цієї проблеми.

Розв'язанню проблем розробки і комплексного освоєння залізорудних родовищ присвячені роботи Ю.І. Аністратова, О.І. Арсентьєва, В.Г. Блізнюкова, В.Ф. Бизова, І.Л. Гуменика, Е.І. Єфремова, Б.І. Іванова, С.О. Ільїна, А.І. Коваленка, Б.М. Кутузова, М.В. Мельникова, О.М. Михайлова, М.Г. Новожилова, А.К. Поліщука, В.В. Ржевського, Б.А. Симкіна, Б.Н. Тартаковського, К.Н. Ткачука, П.І. Томакова, К.М. Трубецького, П.Й. Федоренка, Г.О. Холоднякова, В.С. Хохрякова, Є.Ф. Шешка, І.Б. Шлаїна, В.О. Щелканова і інш.

Найбільший внесок в розробку наукових основ і технологій видобутку природного каменя зробили такі вчені, як: В.Я Альмухаметов, М.М. Анощенко, М.Т. Бакка, А.А. Барський, Н.В. Дегтяренко, Ю.Г. Карасьов, Н.Т. Корсаков, А.І. Косолапов, Е.П. Окользін, А.М. Орлов, Г.Д. Першин, В.Г. Пічугін, С.Н. Подойніков, Б.Р. Ракішев, В.Р. Рахімов, В.Н. Сіренко, І.С. Солонінко, Ю.І. Сичов, К.К. Ткачук, С.С. Фазилов, М.М. Чесноков та інші.

Віддаючи належне попереднім дослідженням, треба однак відзначити, що до цього часу не існує не тільки єдиного завершеного комплексу науково-практичних розробок, який би дозволив здійснювати ефективний видобуток природного каменя в діючих кар'єрах як попутної сировини, але навіть науково обгрунтованих концепцій розв'язання даних питань. У зв'язку з цим, поставлена в дисертаційній роботі мета досягається виконанням досліджень по структурній схемі, що відображає весь комплекс робіт - від вивчення особливостей об'єктів розробки до одержання готової продукції, з теоретичним обгрунтуванням попутного видобутку природного каменя і практичних рекомендацій щодо його здійснення.

Розділ 2. Аналіз ресурсів природного каменя й оцінка сировинної бази рудних кар'єрів України

Одним із головних об'єктів досліджень даної роботи є масиви скельних і напівскельних розкривних порід, розташовані в проектних контурах діючих кар'єрів, які за своїми характеристиками відповідають визначенню "природний камінь".

Для створення найбільш повного уявлення про потенціал рудних родовищ України, як альтернативної сировинної бази по видобутку природного каменя, були досліджені мінералого-петрографічні характери-стики і фізико-механічні властивості практично всіх основних різновидів скельних і напівскельних розкривних порід, а також особливості масивів, складених цими породами. У результаті були визначені найбільш перспективні в даному аспекті породи і підраховані запаси потенційно придатної сировини, розташованої в проектних контурах найпотужніших рудних кар'єрів (табл. 1).

Таблиця 1. Об'єми розкривних порід, придатних для одержання блоків природного каменя, млн. м³ (чисельник - потенційно придатні, знаменник - якісні

Наведені цифри відображають лише частину загальних запасів вказаних порід без урахування вивітрілих і порушених вибухами. Дослідженнями встановлено, що товща вивітрілих порід коливається залежно від виду породи, її стану і в середньому складає 35-70 м. Як найбільш перспективні для розробки облицювального каменя виділені такі породи: граніти, мігматіти, амфіболіти, пегматіти. Як штучний стіновий і бутовий дорожний камінь: гнейси, сланці, кварцити. Як пильний камінь - вапняки. Для кожного виду порід встановлені закономірності зміни основних властивостей залежно від їх локалізації, а також механічної анізотропії, зумовленої їх шаруватістю й орієнтацією зерен мінералів. Встановлені закономірності дозволяють визначати найменш енергоємкісні способи відокремлення блоків від масиву та їх розпилювання шляхом орієнтування площин руйнування, що задаються.

Розділ 3. Дослідження структурних особливостей масивів розкривних порід.

Для родовищ природного каменя фізико-механічні і декоративні характеристики породи не є такими, що визначають питання про їх придатність для розробки. Одними з найбільш важливих (особливо в умовах діючих рудних кар'єрів) є показники тріщинуватості масиву.

На відміну від родовищ природного каменя групи гранітів, для яких типовою є близька до горизонтальної орієнтація первинно-пластових тріщин системи L і наявність субортогональних до неї крутопадаючих тріщин систем S, Q і D, вміщуючі породи залізорудних родовищ, внаслідок особливостей тектонічних процесів, мають орієнтацію власної шаруватості і тріщинуватості, переважно узгоджену з вигинами синклинально-антиклинальних складок рудних товщ. Ця їх характерна особливість значно ускладнює як саме визначення тріщинуватості і блочності масиву, так і вибір параметрів елементів системи розробки. До того ж, внаслідок специфіки генезису і багаторазових циклічних сейсмічних впливів масових вибухів, масиви кристалічних порід мають тріщинуватість більш регулярну у всіх системах і більш досконало пророблені тріщини. Блочність їх досить однорідна, а об'єм переважаючої окремості рідко перевищує 4-5 м³.

Методи, випробувані на родовищах облицювального каменя, не завжди можуть бути застосовані в умовах рудних кар'єрів. Тому автором розроблена методика визначення блочності масиву і відсоткового виходу кондиційного матеріалу, в основу якої покладені такі умови:

1) Всі системи тріщин орієнтовані довільним чином, тріщинуватість у них досить регулярна.

2) Блочність має високу міру однорідності.

3) Всі окремості, що контактують з вибуховими свердловинами, а також ті, що розтинаються діагональними тріщинами, вважаються некондиційним матеріалом.

За цих умов розроблена методика дозволяє обчислювати як блочність масиву, так і вміст та прогнозний вихід кондиційної сировини при різних параметрах технології, що застосовується.

На основі аналізу структури породних масивів розроблені методи обгрунтування вибору технології попутного видобутку блокової сировини, а також визначення меж раціонального використання типового кар'єрного обладнання.

Блочність масивів (розміри, форми, об'єми та співвідношення природних окремостей, обмежених системними тріщинами) існує об'єктивно і повинна прийматись як основна їх характеристика. З іншого боку, є виймально-навантажувальне і транспортне обладнання певної вантажопідйомності і з певними геометричними характеристиками (об'ємами і пропорціями) робочих органів. Зрозуміло, міру і умови можливого застосування обладнання для виїмки-навантаження і транспортування блоків можна визначити тільки на основі порівняння характеристик об'єктів розробки - природних блоків порід і технічних можливостей обладнання.

Суть розробленого методу полягає в тому, що в масиві природного каменя визначається кількісне співвідношення окремостей різних розмірів і їх об'ємні характеристики, а потім графо-аналітичним методом встановлюються межі зон можливого використання обладнання конкретного типу.

Передусім окреслюються масиви гірських порід, які відповідають вимогам, що пред'являються до блокової продукції. Потім у межах виділених зон визначаються параметри структури масиву (тріщинуватості і блочності) та закономірності зміни цих параметрів за площею і глибиною. Для цього формується банк даних по тріщинуватості за результатами вивчення оголень на розкритих ділянках масиву і опису кернів геологорозвідувального буріння. У банк даних заносяться висотні позначки гирл і забоїв свердловин. За допомогою розробленої програми «Forage-1", яка дозволяє здійснювати перерахунок і інтерполяцію значень для будь-якої висотної позначки, одержані дані свердловинного випробовування тріщинуватості перераховуються по заданих горизонтах. На основі одержаних даних і характеристик виймально-навантажувального обладнання визначають висоти добувних уступів і підуступів, а також висотні відмітки відповідних робочих площадок. Після цього виконуються наступні операції.

Рис. 1 Графік (а) і план (б) з ізолінями блочності масиву

Рис. 2 Межі зон можливого застосування екскаваторів

На погоризонтному плані, в межах оконтуреного масиву або його ділянки, за допомогою пакету прикладних програм будуються трьохвимірні графіки зміни міжтріщинних відстаней по кожній з існуючих систем тріщин залежно від площинних координат. Одержані графіки дозволяють заздалегідь оцінити можливості й області застосування різних типів виймально-навантажувального обладнання за лінійними розмірами максимального куска, межі локалізації яких оконтурюються відповідними ізолініями. Потім значення координат Z, за однакових X і Y всіх трьох графіків, перемножуються і на основі одержаних даних будується нова топоповерхня (рис. 1), яка є трьохвимірним графіком блочності масиву по заданому горизонту.

Програма автоматично наносить на графік ізолінії об'ємів блоків: мінімального за вимогами якості, що задається, і максимального - відповідно до можливостей обладнання. Одержані золінії і є межами ділянок, у межах яких можливе використання обладнання відповідного типу і з відповідним оснащенням (рис. 2). Поза одержаними контурами необхідно або застосовувати більш потужне обладнання, або спеціальні технології.

Різноманітність структурно-технологічних і інших ознак масивів природного каменя значною мірою ускладнює процедуру підбору комплексів технологічного обладнання, які б максимально відповідали конкретним умовам розробки. Разом з тим, за певними ознаками їх можна об'єднати в окремі групи і провести класифікацію за геологічними особливостями, технологічними характеристиками і споживчими властивостями сировини. Об'єднання масивів в групи дозволяє виділити декілька класів, які полегшують визначення оптимального типу технології (розпушення блочного масиву по природних тріщинах свердловинними зарядами або відбійка блоків по заданих площинах), вид можливої продукції, спеціальні заходи для підготовки масиву до розробки. Виділення названих класів передбачає формування відповідних їм типових технологічних комплексів попутної технології.

Розділ 4. Аналітичні передумови розробки технології попутного видобутку природного каменя в діючих кар'єрах.

Під час виконання досліджень враховувалося, що сейсмічні впливи вибухової природи, які регулярно повторюються, поступово руйнують мінеральний матеріал, що заповнює природні тріщини, приводячи до підвищення їх екрануючих властивостей і збереження монолітності породи в окремості. Цей фактор звичайно негативно відбивається на рівномірності дроблення гірничої маси, що підривається.

Досліджувалися особливості розповсюдження вибухових хвиль у масивах кристалічних порід, які найбільш істотно впливають на якість блокової сировини. Внаслідок цих досліджень доведено, що видобуток якісних блоків найбільш продуктивний у масивах, які мають розвинену макротріщинуватість, з високою мірою проробки макротріщин, що є характерною особливістю більшості розкривних порід рудних кар'єрів. Для розрахунків екрануючих властивостей таких тріщин пропонується вдосконалений метод ступінчастого «зрізання" амплітудної компоненти хвиль.

У масивах зі зцементованими системними макротріщинами виявляється ефект утворення хвилеводів, у межах яких руйнуючий вплив хвиль на масив максимальний. Формуються хвилеводи залежно від параметрів вибуху, характеристик масиву і співвідношення акустичної жорсткості породи і заповнювача тріщин. Розраховувати такий процес пропонується графо-аналітичним методом з використанням таблиць співвідношень параметрів хвиль при перетині ними меж розділу середовищ і графіків залежності параметрів вибухових хвиль від характеристик порід.

Як показали результати аналітичних розрахунків і їх експериментальної перевірки, хвилеводи формуються після перетину хвилями не менше 3-7 паралельних тріщин. Враховувати їх вплив на сировину має сенс тільки в масштабах всього масиву, виділяючи на основі розробленої методики зони мінімальних і максимальних порушень і узгоджуючи з ними орієнтацію зон підвищенного дроблення та зон блокової сировини, а також елементи системи розробки і напрями просування фронту робіт.

У випадку, коли вектори максимальних хвильових впливів направлені у бік масиву якісної сировини, рекомендується ізолювати його екрануючими щілинами: або підриванням рядів зближених свердловин, для чого розроблена методика розрахунків, або випереджальною виїмкою блокової сировини з приконтурної зони виділеної дільниці масиву з боку масових вибухів, що плануються.

Враховуючи різноманітність різновидів порід і гірничогеологічних умов, а також підготовку порід до виїмки свердловинними зарядами, були досліджені можливості одержання блокової сировини за допомогою традиційних для цих кар'єрів способів. За цих умов за допомогою конформних відображень досліджені процеси руйнування пружно деформованого середовища і обґрунтовані конструкції і параметри лінійних зарядів, що розташовуються у вибухових свердловинах для руйнування породи в заданих площинах. Конструкція являє собою лінійні заряди з детонуючого шнура, що розташовуються по утворюючих свердловини в площинах передбачуваних розколів. Підривання зарядів формує концентратори напружень на стінках свердловини та ініціює заряд низькобризантної вибухової речовини, що заповнює свердловину.

Для розробки особливо цінних монолітних порід вибуховий спосіб підготовки є недоцільним, оскільки веде до великих втрат сировини. Автором розроблений принципово новий спосіб навантаження масиву для відокремлення блоків по заданих площинах. Суть його полягає в тому, що статичний спосіб навантаження породи (з допомогою гідроклинів, невибухових руйнуючих сумішей і інш.) виключає викид і розвиток мережі мікротріщин навколо шпуру, однак, при повільному наростанні напружень початкові тріщини часто розвиваються в довільних напрямах, внаслідок чого площина відколу блоку має значні відхилення від тієї, що задається. В той же час динамічний спосіб (за допомогою вибухових речовин, гидроудару й інш.), хоч і забезпечує відкол блоку по заданих площинах, але значно ушкоджує матеріал всередині нього. Найбільш сприятливим є такий режим навантаження, при якому напруження наростають з високою швидкістю, але в той же час в породі не виникає руйнуючих пружних хвиль. Такий режим можна забезпечити тільки за умов, коли швидкість деформації породи на стінках шпуру буде близькою до швидкості поширення звуку в цій породі, але нижчою за неї. Подібний режим навантаження середовища пропонується створювати двохстадійним спаленням порохового заряду і рідкого палива в спеціально розробленому піроклиновому розколюючому пристрої, схема якого і принцип роботи представлені нижче. У роботі досліджені термодинамічні та інші фізичні процеси, що забезпечують субдинамічний режим навантаження породи й одержані аналітичні залежності для інженерних розрахунків параметрів фізичних процесів та режимів управління ними при відокремленні блоків з використанням розробленого пристрою.

Розділ 5. Геометричний аналіз кар'єрних полів і проектування режиму гірничих робіт

При розробці природного каменя в діючих кар'єрах як попутної сировини значно ускладнюється геометричний аналіз кар'єрних полів і обґрунтування режиму розвитку гірничих робіт. Ці питання вимагають повного узгодження, оскільки об'єкти, до яких застосувуються технології, поєднуються в межах одного кар'єрного поля.

На відміну від спеціалізованих кар'єрів по видобутку природного каменя, де всі параметри розробки, а також напрям розвитку гірничих робіт підлеглі структурно-технологічним властивостям масивів порід і умовам розробки цих родовищ, на рудних кар'єрах попутна корисна копалина є другорядною і тому - підлеглою за основними умовами і вимогами ведення гірничих робіт.

Спеціалізовані кар'єри характеризуються малими швидкостями просування фронтів робіт і забоїв. У зв'язку з невеликою інтенсивністю відпрацювання родовища, значення поточного коефіцієнта розкриття протягом року змінюється незначно, тому цей показник недоцільно застосовувати як критерій при геометричному аналізі кар'єрних полів родовищ пильного і облицювального каменя. Навпаки, рудні кар'єри характеризуються високою інтенсивністю добувних і розкривних робіт. Об'єми вилучення гірських мас обчислюються десятками мільйонів кубометрів у рік. У цих умовах найдоцільніше розглядати частину порід розкриття - кондиційний природний камінь - як попутну, але повноцінну корисну копалину.

Аналіз показав, якщо функцією мети при плануванні гірничих робіт виступають не тільки об'єми видобутку рудної сировини, а й об'єми попутної корисної копалини, тоді змінюється і сам принцип розвитку та режиму гірничих робіт. У цьому випадку критерієм оптимальності при виборі напряму розвитку гірничих робіт, може виступати технологічний показник - коефіцієнт розкриття або коефіцієнт гірничої маси з урахуванням використання частини розкривних порід як товарної продукції. Як економічний критерій може виступати сумарний прибуток від реалізації як основної, так і товарної продукції, що попутно видобувається.

При постановці завдання в загальному вигляді в кар'єрі, відносно початкового положення гірничих робіт (лінія 1 на рис. 3), встановлено контур на t-й період його експлуатації (лінія 2) згідно з раніше прийнятим критерієм, що не враховує комплексне освоєння родовища. За цих умов в контури може потрапити певний об'єм попутної корисної копалини (заштрихована область). У такому випадку, при плануванні гірничих робіт, необхідно виходити з того, що попутна корисна копалина, яка не увійшла у встановлені контури, може бути залучена до розробки шляхом зміни напряму розвитку гірничих робіт.

Рис. 3 До визначення напряму розвитку гірничих робіт

Повний прибуток за t-й період комплексної експлуатації кар'єру визначиться за формулою:

П = [ Р _{i j}(Ц_{п i j} - C_{v i j} / k_{в i j} ) + K_i (Ц_{к i} - C_{п i} ) - C_{д i} А_{д i} - C_{v i} (V_i + V_i)] max, (1)

де відповідно в i-му році: Цп_{i j} і Цк _i - ціна видобутку j-го виду попутної продукції й одержання одиниці товарного рудного концентрату; Сд_i, Cv_i, Сп_i - собівартість видобутку руди, розкриття і переробки руди в концентрат; C_{v i j} - підвищення собівартості розкривних робіт, зумовлене їх подорожчанням при видобутку з них попутної сировини j-го виду; Р_{i j,} Ki, А_{д i}, V_i - обсяги виробництва попутної продукції j-го виду, рудного концентрату, видобутку руди і розкриття; V_i - додаткові обсяги розкриття, зумовлені зміною напряму розвитку гірничих робіт; k_вij - коефіцієнт виходу з масиву попутної сировини j-го виду.

Функціональний взаємозв'язок обсягів загального і додаткового розкриття з обсягами корисних копалин (V_і, Vi, Рij), що попутно видобуваються, в функції мети визначається для умов реального кар'єру за конкретними геолого-технологічними умовами.

Формула (1) є функцією мети економіко-математичної моделі оптимізації напряму розвитку і режиму гірничих робіт з урахуванням комплексного освоєння родовища. Максимізація цільової функції методом Лагранжа дає її максимум і базисне рішення рівнянь зв'язків.

Рис. 4 До визначення напряму заглиблення кар'єру

Суть методики визначення оптимального напряму розвитку гірничих робіт з урахуванням обсягів попутного видобутку природного каменя полягає у нижчевикладеному.

Вихідне на початок залучення в попутну розробку природного каменя положення гірничих робіт представлено на рис. 4 (попутна сировина позначена заштрихованою областю). Воно характеризується положенням робочого борта АОК. У кар'єрі встановлено напрям розвитку гірничих робіт, що характеризується лінією заглиблення ON. У цьому випадку можливий видобуток попутної корисної копалини 1 (рис. 4). У разі виникнення необхідності збільшення обсягів видобутку попутної корисної копалини, мета може бути досягнена шляхом зміни напряму заглиблення кар'єру. Для цього від початкового положення гірничих робіт (точка О) у межах області закладення дна розрізної траншеї відбудовують положення робочої зони, в контурах якої знаходяться необхідні обсяги попутної корисної копалини 2. Для цього положення робочої зони, відповідно до встановленого напряму розвитку гірничих робіт (лінія заглиблення GТ), роблять підрахунок об'ємів руди, розкриття і попутної корисної копалини в одержаних контурах. Після того, як зафіксовано напрям розвитку, проводять подальшу нарізку об'ємів по горизонтах їх розкриття і підготовки. На основі одержаних вимірів на графіку V=f(р) (рис. 5), у вигляді об'ємів, що зростають, наносять значення даних і проводять квадратичну апроксимацію за об'ємами розкриття (крива 2) загалом і попутній корисній копалині зокрема (крива 3). Крива 1 побудована без урахування видобутку попутних копалин. Будується шкала часу Т (років) і, відповідно до заданої продуктивності по основній сировині, визначаються для кожного поточного року обсяги розкриття і попутних корисних копалин.

Між обсягами попутної корисної копалини j-го виду P_j і обсягом експлуатаційного розкриття кожного року V_i встановлюється взаємний зв'язок, який являє собою залежність вигляду P_ij=a, де a, b - коефіцієнти, що залежать від геолого-технологічних чинників.

Рис. 5 График Р_j=f(V_i)

У випадку, коли оптимізація за критерієм (1) не дає поліпшення економічних показників, змінюється напрям розвитку гірничих робіт із зміною в контурах обсягів попутної корисної копалини до тих пір, поки не буде досягнуто очікуваного результату.

Розділ 6. Розробка технології попутного видобутку природного

каменя та її промислові випробування.

Одним із найбільш важливих і складних завдань, що виникають під час впровадження попутної технології, є оцінка ефективності поєднання в ній варіантів здійснення виробничих процесів. Ефективність попутного видобутку природного каменя при реалізації тих або інших конкретних технологічних рішень по окремих виробничих процесах визначається шляхом порівняння варіантів, що аналізуються.

Критерієм вибору в діючому рудному кар'єрі технологічних рішень, що забезпечують попутний видобуток природного каменя, є умова:

Пчм > Пчс (2)

де Пчс, Пчм - відповідно наднормативні річні розміри чистого прибутку при існуючому і модифікованому варіантах.

Величини П_чс і П_чм визначаються:

П_чс = (Ц_рс - С_рс) Q_рс - Э_нэК_рс, (3)

П_чм = (Ц _jм - С_jм) Q_jм - Е_неК_jм + DЕ_ек, (4)

де C_jм = C_pc + C_пк + С_щ + С_поп ; (5)

К_jм = K_pc + K_пк + K_щ,

Ц _jм = Ц_pc + Ц_пк + Ц_щ,

де Ц_рс, С_рс, Q_рс - відповідно ціна, собівартість 1 т та обсяги видобутку товарної руди при існуючій технології; Ц _jм, С_jм, Q_jм - відповідно ціна, собівартість 1 т. та обсяги видобутку корисних копалин j-го виду при модифікованій технології; Е_нє - нормативний коефіцієнт економічної ефективності; Е_ек -розмір економії від реалізації екологічних заходів, зумовлених впровадженням попутної технології; С_пк, С_щ - відповідно витрати на виробництво блоків природного каменя і супутне одержання щебеню; С_поп - розмір додаткових витрат, які пов'язані зі зміною умов виробництва від впровадження нової технології попутного видобутку природного каменя; К_рс, К_пк, К_щ - відповідно капітальні вкладення, що забезпечують існуючу технологію, попутний видобуток природного каменя, щебеню; Ц _пк, Ц _щ - відповідно ціни на природний камінь і щебінь.

У виразі (4) Е_ек - розмір відверненого економічного збитку навколишньому природному середовищу визначається як:

Е_ек = У_сп - У_см,

де У_сп, У_см - відповідно економічний збиток навколишньому середовищу по існуючому і запланованому варіантах (економічний збиток від порушення, забруднення і вилучення з продуктивного використання земельних площ).

У = _пз S_нз,

де _пз - питома комплексна оцінка збитку, грн./га; S_нз - площа порушених земель, га.

У формулі (5) необхідно прагнути до зниження величини С_пк. Цього можна досягти за рахунок підвищення виходу кондиційних блоків.

Як правило, підвищення крупності зірваної маси супроводжується здешевленням буровибухових робіт. Однак відомо також, що підвищення відсоткового виходу великих блоків зумовлює зниження продуктивності виймально-навантажувального обладнання і підвищення витрат на повторне подрібнення тих із них, які є некондиційними. У зв'язку з цим доцільно вводити критерій визначення оптимальності поєднання параметрів виробничих процесів.

С_в.р. + С_бур + С_зар + С_в.д. + С_екс min, (6)

де відповідно витрати: С_вр - на підривні роботи, С_бур - на буріння свердловин; С_зар. - на роботи по зарядженню свердловин; С_вд - на повторне подрібнення некондиційних негабаритів; С_екс. - на екскавацію.

За цим критерієм однакова сумарна собівартість може досягатися довільним поєднанням вищенаведених показників, тобто він не відображає головного - виходу кондиційної сировини та її співвідношення із загальною кускуватістю породи. Але, якщо записати критерій (6) у вигляді

(С_вр + С_бур + С_зар) + (С_в.д. + С_екс) min,

то можна відзначити, що сума, взята в перші дужки (позначимо її С₁)_, зумовлює загальний вихід великих блоків - V_о, а та, що стоїть у других дужках (позначимо її С₂) - визначається, певною мірою, виходом некондиційних блоків тих же розмірів - V_н, тобто V_о = f(С₁); V_н = f(C₂). Фізична суть цих частин відображає витрати, пов'язані з формуванням певного гранулометричного складу підірваної маси (перші дужки) і негативним впливом на собівартість природного каменя виходу некондиційних блоків (другі дужки). f(С₁) і f(C₂) є економіко-технологічними функціями, що визначаються конкретними умовами і оптимізуються залежно від їх вигляду. Отже, частковою умовою, що розкриває внутрішню суть критерію (6) може бути відношення:

f(С₂) / f(C₁) min. (7)

Умова (7) визначає технічний критерій вибору варіантів технології:

V_н.б. / V_к.б. min, (8)

де V_к.б,_. V_н.б. - відповідно вихід кондиційних і некондиційних блоків.

Таким чином, вищевикладене свідчить, що ефективність технології попутного видобутку природного каменя визначається не просто відсотковим виходом блоків певних розмірів, а співвідношенням їх виходу з виходом аналогічних некондиційних блоків.

Аналіз двох критеріїв (6) і (8) дозволяє встановити залежність між ними і вивести інтегральний критерій вибору технології видобутку природного каменя.

С_м / С_с = f(l _пq ) min, (9)

де С_м и С_с - відповідно собівартість процесів у модернізованій та старій технологіях, l _пq = V_к.б. / V_н.б..

Запропонований критерій дає можливість оперативно і комплексно оцінювати оптимальність поєднання параметрів виробничих процесів у варіантах технологій, що розглядаються.

Стосовно самих виробничих процесів, то, залежно від вибраного типу технології, вони можуть бути запозичені з добре апробованих в умовах як рудних, так і гранітних кар'єрів. Разом з тим, для підвищення їх ефективності, в рамках досліджень, що проводились, були розроблені спеціальні пристрої і технічні рішення. Так наприклад, при термічному способі руйнування кристалічних порід ефективність процесу значно зростає (15-30%) з використанням термоструменевого пристрою (1) (рис. 6), який має ежекційні сопла (2). Пристрій може використовуватися: як пальник для буріння свердловин, в якості термовідбійника для пасировки блоків, або терморізака для утворення відрізних щілин в породі.

Як зазначалося вище, автором був розроблений піроклиновий пристрій (рис. 7) для направленого розколу порід, який дозволяє з мінімальними витратами праці і часу виколювати блоки з масиву зі збереженням їх первинної монолітності. Даний пристрій являє собою силовий циліндр (1) з поршнем (6), який через шток (9), сполучений з розпірним клином (10), передає зусилля, що виникають при наростанні тиску в робочій камері, через розсувні щоки (11) на стінки шпуру. У верхній частині силового циліндра виконаний патронник (2), в який вводиться патрон (4) з пороховим зарядом. Патрон закривається затвором, оснащеним електроударником (5) з бойком, що дозволяє забезпечувати спрацювання декількох пристроїв одночасно.

Рис. 6. Термовідбійник

Працює пристрій таким чином. На першій фазі ініціюється запалення порохового заряду, продукти згорання якого, викидаючись в робочу камеру, підвищують у ній тиск і разом з тим диспергують і запалюють рідке паливо, що знаходиться в поглибленні поршня, яке, згораючи, створює другу фазу наростання тиску. При цьому режим створення зусиль забезпечується підбором речовинних складів порохового заряду і рідкого палива, а рівень зусиль, що створюються, - їх масами.

Даний спосіб не тільки забезпечує найбільш сприятливий режим навантаження масиву, але також позбавлений головних вад вибухового способу (підвищеної небезпеки робіт), гідроклинового (складності і дорожнечі обладнання, наявності маслостанцій і шлангів високого тиску, неможливості забезпечення одночасного рівномірного наростання тиску при використанні групи гідроклинів з автономними гідронасосами), а також способів, заснованих на використанні невибухових руйнуючих сумішей (сезонності можливого застосування). Ефективність роботи розробленого пристрою була успішно апробована в умовах Токівського гранітного кар'єру.

Крім описаних пристроїв, розроблено універсальний самохідний агрегат на базі бурового станка СБШ-250, оснащений поворотною рамою з кількома перфораторами, консольними маніпуляторами зі станками НКР-100М, що дозволяють бурити вертикальні, горизонтальні і похилі шпури та свердловини, а також оснащений компресором і маслостанцією, що дозволяє використати гідророзколюючі пристрої. Для маніпуляцій з великими негабаритами розроблено кантувач, а для їх транспортування - спеціальна платформа, розрахована на кар'єрний автосамоскид.

На основі широкого спектра технічних засобів автором розроблені типові комплекси технологічного обладнання, максимально відповідаючі класифікації масивів природного каменя. Наявність типових комплексів значною мірою спрощує завдання проектування технології попутного видобутку природного каменя і полегшує прийняття рішень.

При визначенні складу технологічного комплексу умовами застосування нового спеціалізованого або існуючого, адаптованого до видобутку природного каменя, обладнання керуються наступною нерівністю:

, (10)

де Е_п.н. - сумарний корисний ефект від експлуатації нового спеціалізованого обладнання, грн.; Е_п.п - те ж від експлуатації технічно переоснащеного, існуючого на підприємстві обладнання за весь термін його використання (у натуральних або грошових одиницях); К_в.н.- капітальні вкладення за умов застосування нового обладнання, грн.; С_с.м.н.- експлуата-

ційні витрати за весь термін використання нового обладнання, грн.; С_б - балансова вартість базової моделі існуючого на підприємстві обладнання, грн.; А_г.а.- річні амортизаційні відрахування, грн.; Т_э - тривалість періоду, протягом якого базова модель обладнання була в експлуатації, років; С_доп. - вартість вузлів (агрегатів, тощо) та робіт, зумовлених технологічною адаптацією базових моделей для попутної технології, грн.; С_уб. - сума збитків, зумовлених технологічною адаптацією обладнання, грн.; S_р.д. - прибуток від реалізації демонтованих з базових моделей зайвих вузлів та агрегатів, грн.; С_э.п. - експлуатаційні витрати за весь період використання адаптованого обладнання, грн.

Величини С_доп. та С_уб. визначаються як

С_доп. = К_о.ф.+ С_м.,

С_уб.= С_уб.н.о. + С_уб.тр.,

де К_о.ф.- прирощення капітальних вкладень на адаптацію обладнання, грн.; С_м.- поточні витрати на адаптацію обладнання, грн.; С_уб.н.о. - розмір збитків від неповної експлуатації за основним призначенням обладнання, що адаптується, грн.; С_уб.тр.- витрати на транспортування базової моделі, зумовлені її модернізацією, грн.

Позначимо ліву частину нерівності (10) як К_э.н., а праву як К_э.п.. Тоді при К_э.н / К_э.п > 1 більш ефективним буде застосування адаптованого обладнання. При К_э.н / К_э.п < 1 економічно доцільніше впроваджувати нове обладнання. При К_э.н / К_э.п = 1 вибір комплексу технологічного обладнання визначається додатковими умовами (гірничо-геологічними, перспективного планування тощо).

Практично всі потужні залізорудні кар'єри мають комплекси підземних виробок різного призначення, які розташовуються в зонах мінімального впливу вибухів і перетинають найменш ушкоджені масиви природного каменя. Разом з тим, і в зарубіжній, і у вітчизняній практиці є вже певний досвід видобутку блокової сировини з підземних виробок. У зв'язку з цим у роботі була проаналізована можливість видобутку природного каменя в кар'єрах з масивів, розкритих підземними виробками. При цьому виділено два основних завдання:

1. Керування ударними повітряними хвилями при вибухових роботах.

2. Забезпечення стійкості поверхонь камер великого перетину, що утворюються за виймання блоків з масиву.

Керувати енергією ударних повітряних хвиль можна як в процесі вибуху, так і при русі хвилі по виробках. У процесі вибуху всі заходи, направлені на підвищення його КПД, одночасно зменшують енергію хвиль. Найбільш ефективними з них є забійка свердловинних, шпурових і зовнішніх зарядів, розсереджене і короткосповільнене підривання з інтервалами сповільнення 50 мс і більше, висока щільність заряду (0,9-1 г/см3), правильний вибір лінії найменшого опору і інш. У тих випадках, коли в процесі вибуху неможливо зменшити параметри ударних повітряних хвиль до необхідних значень, на шляху їх руху встановлюють захисні пристрої, що захищають від можливих пошкоджень і руйнування підземні споруди, комунікації і обладнання. В роботі представлені методи розрахунку захисних пристроїв, які дозволяють оперативно вирішувати питання локалізації ударних повітряних хвиль при здійсненні попутного видобутку природного каменя з підземних виробок.

При видобутку блоків підземним способом в більшості випадків оголення покрівлі камер великого перетину виключається внаслідок її надто низької стійкості. У зв'язку з цим доцільно формувати добувні уступи в підошві камери при закріпленні склепіння жорстким кріпленням. При цьому передбачається поетапне виконання основних робіт. Насамперед здійснюється виїмка верхнього шару порід і закріплення склепіння. Потім, під захистом кріплення, проводиться виїмка породи і кондиційних блоків нижнього шару і закріплення стін. За такої послідовності виконання робіт очевидно, що внаслідок порушення статичної рівноваги напружених порід, зумовленого виїмкою порід нижнього шару, станеться конвергенція стінок камери. У результаті цього зростуть навантаження на кріплення, яке знаходиться в контакті з породою. У зв'язку з цим, було виконане дослідження впливу поетапної виїмки порід під час розвитку камер великого перетину на напружений стан кріплення склепіння. Для кількісної оцінки цього впливу застосований метод кінцевих елементів.

Схеми навантаження моделей і їх геометричні розміри приведені на рис 9. При використанні такої моделі поставлене завдання можна вирішити методом навантажень, що послідовно знімаються, для чого спочатку визначалися напруження навколо склепіння камери при умові відсутності кріплення (рис. 8.а).