20202020

Размещено на http://www.allbest.ru/

Размещено на http://www.allbest.ru/

На правах рукописи

Автореферат диссертации

на соискание ученой степени кандидата технических наук

Обоснование удельного расхода энергии ВВ при дроблении горных пород на карьерах

Специальность 25.00.20 - «Геомеханика, разрушение горных пород, рудничная аэрогазодинамика и горная теплофизика»

Угольников Никита Владимирович

Магнитогорск - 2006

Работа выполнена в ГОУ ВПО
«Магнитогорский государственный технический университет
им. Г.И. Носова»

Научный руководитель -

доктор технических наук, доцент

Гавришев Сергей Евгеньевич

Официальные оппоненты:

доктор технических наук, доцент

Ермолаев Александр Иванович

кандидат технических наук

Берсенев Геннадий Порфирьевич

Ведущая организация -

Институт горного дела УрО РАН

Защита состоится «28» сентября 2006 г. в 11:00 часов на заседании диссертационного совета Д 212.280.02 при ГОУ ВПО «Уральский государственный горный университет» по адресу: 620144 г. Екатеринбург, ул. Куйбышева, 30, ауд. 2142

С диссертацией можно ознакомиться в научной библиотеке Уральского государственного горного университета

Автореферат диссертации разослан «28» августа 2006 г.

Ученый секретарь диссертационного совета

доктор технических наук, профессор

Багазеев В.К.

ОБЩАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА РАБОТЫ

Актуальность темы. В настоящее время при разработке месторождений полезных ископаемых открытым способом более 70% всего объема добычи скальных и полускальных пород на карьерах черной, цветной металлургии и карьерах строительных материалов производится с применением буровзрывных работ.

Качество взрывного дробления горных пород определяет производительность горнотранспортного оборудования и зависит от свойств взрываемого массива и технологии производства взрывных работ.

Анализ технологии взрывных работ на карьерах Южного Урала показал, что параметры буровзрывных работ для различных по физико-механическим свойствам пород, практически не отличаются. В среднем сетка скважин составляет 6Ч6 м, а линия сопротивления по подошве 7 м. Для бурения взрывных скважин применяются станки шарошечного бурения СБШ-250МН с диаметром долота 243 мм, а при взрывании наибольшее распространение получили аммиачно-селитренные ВВ.

На ряде карьеров для повышения качества взрывного дробления неоправданно увеличивают удельный расход ВВ до
1,2-1,5 кг/м³, при этом выход негабарита остается высоким и достигает 10-15%.

Получение горной массы требуемой крупности с минимальными затратами материальных ресурсов может быть достигнуто на основе установления рационального удельного расхода энергии ВВ, обеспечивающего ее максимальное использование на дробление горных пород. В этом случае сокращаются потери энергии зарядов ВВ на бесполезные формы работы взрыва, максимально повышается его дробящее действие в среде.

Поэтому задача регулирования качества взрывной подготовки горных пород за счет установления рационального удельного расхода энергии ВВ является актуальной.

Объектом исследования диссертации является взрывная подготовка горных пород к выемке на карьерах экскаваторами с емкостью ковша 5 м³.

Предмет исследования - зависимость показателей технологической эффективности от удельного расхода энергии ВВ в породах различной блочности.

Цель работы - повышение эффективности использования энергии взрыва на дробление горных пород путем установления рациональных энергозатрат, обеспечивающих требуемую степень дробления горных пород.

Идея работы. Необходимая степень взрывного дробления пород различной блочности достигается изменением удельного расхода энергии ВВ с учетом его энергетических и детонационных характеристик.

Основные задачи исследования:

1. Исследовать закономерности изменения кусковатости горных пород различной трещиноватости и блочности при взрывном разрушении;

2. Обосновать область рационального применения различных типов ВВ с учетом их энергетических и детонационных характеристик для пород различной блочности;

3. Разработать метод прогнозирования гранулометрического состава взорванных горных пород и определения рациональных параметров взрывных работ, обеспечивающих максимальное использование энергии взрыва на дробление массива горных пород;

4. Определить необходимое качество взрывного дробления горных пород, обеспечивающее требуемую производительность погрузочного оборудования.

Методы исследования. Анализ и обобщение результатов выполненных экспериментальных и теоретических исследований; аналитические и графоаналитические расчеты; использование методов математической статистики и теории вероятности.

Защищаемые научные положения:

1. Качество взрывного дробления необходимо оценивать не только средним размером куска, но и логарифмической дисперсией распределения гранулометрического состава взорванной горной породы, величина которой определяется блочностью взрываемого массива и составляет для пород первой категории трещиноватости 0,58-0,70, для пород второй и третьей категорий - 0,70-1,19, а для пород четвертой категории - 1,19-1,70.

2. Регулирование степени взрывного дробления пород различной блочности удельным расходом энергии ВВ рационально производить на восходящей ветви зависимостей показателей технологической эффективности от энергетических параметров взрывных работ, определяемых энергетическими и детонационными характеристиками применяемых ВВ.

3. Взрывание на подпорную стенку позволяет повысить качество взрывного дробления горных пород, а ее ширина и параметры взрывных работ определяются типом применяемого ВВ. Причем для условий Агаповского месторождения известняков при применении бризантных ВВ рациональная ширина подпорной стенки находится в пределах 15-22 м, а для высокобризантных 10-12 м.

Достоверность научных положений, выводов и результатов работы подтверждается большим объемом обработанной и проанализированной исходной информации; согласованностью теоретических положений с результатами экспериментальных исследований; совпадением результатов исследований с выводами других авторов; положительными результатами экспериментальных взрывов.

Научная новизна результатов исследований:

1. Установлено, что логарифмическая дисперсия распределения гранулометрического состава для пород первой категории трещиноватости изменяется в пределах 0,58-0,70, второй и третьей - 0,70-1,19, а четвертой - 1,19-1,70.

2. Определены пределы выходов классов крупности для пород различных категорий трещиноватости (блочности) в зависимости от среднего размера куска.

3. Установлено, что существует область рационального удельного расхода энергии ВВ, при котором поток энергии заряда ВВ, распространяющийся в горной породе, максимально используется на дробление.

4. Применение подпорной стенки позволяет повысить степень взрывного дробления среднеблочных горных пород за счет увеличения удельного расхода энергии ВВ при применении бризантных ВВ до 3-5, а для высокобризантных до 4.

5. Производительность выемочно-погрузочного оборудования при одном и том же среднем размере куска взорванной горной массы, но различной логарифмической дисперсии распределения гранулометрического состава отличается на 10-20 %.

Практическая значимость:

1. Установлено, что качество взрывного дробления необходимо оценивать не только средним размером куска, но и логарифмической дисперсией распределения гранулометрического состава взорванной горной породы.

2. Установлена область рационального применения промышленных ВВ в зависимости от блочности взрываемого массива горных пород и требуемой степени дробления.

3. Определена рациональная область изменения ширины подпорной стенки для различных типов ВВ для условий Агаповского месторождения известняков.

4. Разработана программа расчета параметров буровзрывных работ на заданную степень дробления в зависимости от блочности горных пород и применяемого типа ВВ.

Личный вклад автора состоит: в организации, проведении и анализе результатов всего комплекса экспериментальных исследований, формировании основных выводов и рекомендаций работы.

Реализация работы. Результаты исследований базируются на экспериментальных исследованиях, проведенных на карьерах ОАО «Магнитогорский металлургический комбинат» (Малый Куйбас, Восточный, Агаповский, Лисьегорский) и положены в основу рекомендаций и технических решений по проектированию параметров буровзрывных работ на карьерах.

Апробация работы:

Основные положения диссертационной работы докладывались и обсуждались: на ежегодных научных симпозиумах «Неделя горняка - 2001, 2003, 2004, 2005, 2006» (Москва); на юбилейной научно-практической конференции «Экологическая наука на службе производства» (20-21 августа 1998 г., Пермь); на научно-технической конференции студентов, аспирантов и молодых ученых (1999 г., Красноярск); на научно-технических семинарах факультета горных технологий и транспорта МГТУ; на заседаниях кафедры ОРМПИ МГТУ.

Публикации. Основные положения диссертационной работы опубликованы в 6 печатных работах.

Структура и объем работы. Диссертация состоит из введения, четырех глав и заключения, изложенных на 130 страницах машинописного текста, содержит 32 рисунка, 35 таблиц, список литературы из 113 наименований.

ОСНОВНОЕ СОДЕРЖАНИЕ РАБОТЫ

В разработку научных основ действия взрыва в среде и механики разрушения горных пород значительный вклад внесли исследования Н.В. Мельникова, Л.И. Марченко, Г.П. Демидюка, М.Ф. Друкованого, Б.Н. Кутузова, В.Н. Мосинца, А.Н. Ханукаева, В.М. Сенука, Н.Я. Репина, А.М. Бейсебаева, Б.Р. Ракишева, Н.Н. Казакова, В.А. Падукова, И.П. Малярова, В.И. Ташкинова, О.Г. Латышева, А.И. Ермолаева, С.Е. Денисова, Я.М. Пучкова и других ученых.

Анализ современного состояния практики ведения взрывных работ на карьерах указывает на тенденцию постоянного роста удельного расхода ВВ. Причем, несмотря на значительный рост удельной энергии зарядов, задача достижения требуемого качества взрывного дробления практически не решена.

Регулирование удельного расхода энергии ВВ может осуществляться как изменением удельного расхода ВВ, так и применением различных по энергетическим и детонационным характеристикам ВВ.

Существующие методики расчета параметров буровзрывных работ в большинстве своем основаны на гипотезе объемного разрушения. Применяемые методы расчета зарядов ВВ сводятся к определению удельного расхода ВВ и имеют следующие недостатки:

1. Учитываются лишь энергетические характеристики взрывчатых веществ;

2. Практически не учитывается механизм действия взрыва, зависящий от расположения заряда и характеристик взрываемой среды, особенно трещиноватости;

3. Не учитываются требования, предъявляемые к результатам взрыва, определяемые целью взрывных работ и последующими технологическими процессами;

4. Не учитывается распределение энергии заряда ВВ по формам механической работы, а также доля энергии, затрачиваемая на дробление горных пород, т.е. КПД взрывного дробления.

Таким образом, определенный научный и практический интерес представляют исследования, связанные с определением КПД взрывного дробления и его изменением от параметров взрывных работ.

Основные научные положения, разработанные в диссертации:

1. Качество взрывного дробления необходимо оценивать не только средним размером куска, но и логарифмической дисперсией распределения гранулометрического состава взорванной горной породы, величина которой определяется блочностью взрываемого массива и составляет для пород первой категории трещиноватости 0,58-0,70, для пород второй и третьей категорий - 0,70-1,19, а для пород четвертой категории - 1,19-1,70.

Согласно временной классификации пород по трещиноватости междуведомственной комиссии по взрывному делу, взрываемые массивы горных пород карьеров ОАО «ММК» относятся к I-IV категориям трещиноватости (блочности), причем преобладают породы II и III категорий.

Исследования гранулометрического состава горной массы производились на карьерах ОАО «ММК» с использованием фотолинейного метода. Всего было обработано более двух тысяч замеров до и после взрыва.

Анализ гранулометрического состава на карьерах ОАО «ММК» показал, что при одном и том же среднем размере куска фракционный состав различный (табл. 1).

Таблица 1 - Гранулометрический состав горных пород

№ п.п.	dср, м	Выход фракций крупности, %
		0-0,10	0,11-0,20	0,21-0,30	0,31-0,40	0,41-0,50	0,51-0,60	0,61-0,70	0,71-0,80	0,81-0,90	0,91-1,00	>1,00
1	0,20	47,9	14,4	14,5	10,5	3,6	4,4	1,3	0	3,4			0,84
2	0,20	54,8	12,7	8,1	9	4,4	3,5	2,1	2,4	1	2		1,19
3	0,20	49,8	15,7	10	3,5	6,8	11	3,2					1,70
4	0,25	33,1	10,2	24,7	7,2	14,2	3	4,7	1,8	0,5	0,6		0,84
5	0,25	46,4	7,8	11,6	12,7	3,9	4,8	4,8	4,3	3,7			1,19
6	0,25	45	13,5	8,8	8,7	6,8	2,7	6,5	3,8	4,2			1,70
7	0,30	27,5	6	28,8	8,7	6,8	8,2	6,5	7,5				0,84
8	0,30	31,1	16,4	11,9	12,5	10,2	5,4	3	2,9	0,6	1,4	2,8	1,19
9	0,30	34,7	15,6	12,5	7,4	6,1	2,1	7,5	5,8	6,5	1,8		1,70
10	0,35	21,3	9,1	12,5	16,5	12,5	14	3,6	8,3	2,2			0,84
11	0,35	38,2	6,4	10,5	3,8	11,7	7,9	9,3	2	2,3	0,8	6,2	1,19
12	0,35	42,7	8,7	8,6	7	4,3	7	4,2	3,7	2,6	1,3	8,9	1,70

Установлено, что распределение гранулометрического состава подчиняется полному или усеченному логарифмически нормальному закону (рис. 1) и характеризуется средним размером куска () и логарифмической дисперсией (, где - угол, образованный прямой с положительным направлением оси x).

Рис. 1. Распределение гранулометрического состава при среднем размере куска 0,20 м: 1 - при ; 2 - при ;3 - при

В процессе исследований установлено, что при взрывном разрушении горных пород вид закона распределения гранулометрического состава не изменяется, т.е. логарифмическая дисперсия остается постоянной и не зависит

от параметров буровзрывных работ, условий и технологии взрывания, а следовательно, логарифмическая дисперсия распределения гранулометрического состава является инвариантной характеристикой кусковатости горных пород (рис. 2).



Рис. 2. Распределение гранулометрического состава:
1 - до взрыва; 2 - после взрыва

Характер графиков, построенных по суммарным процентам в логарифмически вероятностной системе координат, показывает, что для пород первой категории трещиноватости логарифмическая дисперсия изменяется в интервале 0,58-0,70, для пород второй и третьей категории - 0,70-1,19, а для пород четвертой категории - 1,19-1,70.

Следовательно, логарифмическая дисперсия определяется трещиноватостью (блочностью) массива и является характеристикой наличия классов крупности в общей совокупности кусков.

Инвариантность логарифмической дисперсии распределения гранулометрического состава горных пород позволяет принять ее в качестве обобщенной характеристики массива для оценки затрат энергии на дробление.

Таким образом, при оценке гранулометрического состава горных пород кроме среднего размера куска необходимо использовать логарифмическую дисперсию распределения.

Применение логарифмически нормального закона распределения позволяет прогнозировать выходы фракций для различных категорий пород по степени трещиноватости.

Определены выходы фракций +1,0 (рис. 3); +0,7; +0,3 м в зависимости от среднего размера куска для пород различной блочности.

Рис. 3. Выход фракций + 1,0 м от среднего размера куска для пород различной блочности: 1 - мелкоблочные; 2 - среднеблочные; 3 - крупноблочные

Полученные зависимости описываются уравнением

, (1)

где , , - эмпирические коэффициенты табл. 2.

Таблица 2 - Значения эмпирических коэффициентов

Выход фракций крупности, %	мелкоблочные	среднеблочные	крупноблочные
+1,0	48	-9,5	0,5	21	8,6	-1,1	23	7,5	-0,06
+0,7	107	-17	0,9	55	12	-1,3	6,5	30	-1,9
+0,3	-62	210	-16,4	-94	177	-10	-48	111	-3,1

2. Регулирование степени взрывного дробления пород различной блочности удельным расходом энергии ВВ рационально производить на восходящей ветви зависимостей показателей технологической эффективности от энергетических параметров взрывных работ, определяемых энергетическими и детонационными характеристиками применяемых ВВ.

Универсальным показателем, оценивающим эффективность взрывного дробления, является КПД, который может быть определен:

, %, (2)

карьер горный порода экскаватор

где _р - предел прочности горных пород при растяжении, МПа;

- степень взрывного дробления;

D_e - средний размер естественной отдельности в массиве;

d_ср - средний размер куска взорванной горной породы;

- удельный расход энергии ВВ, кДж/м³;

- удельный расход ВВ, кг/м³;

- удельная энергия ВВ, кДж/кг.

КПД взрывного дробления зависит от степени взрывного дробления и определяется блочностью взрываемого массива горных пород.

Исследования технологической эффективности проводились на Агаповском известняковом карьере при штатной технологии ведения буровзрывных работ с учетом максимального заполнения скважины взрывчатым веществом.

Проведенные исследования показали, что степень и КПД взрывного дробления при уменьшении приведенных к массе заряда ЛСПП (, м/кг^1/3) и сетки скважин (,м/кг^1/3) возрастают, но, достигнув максимума, снижаются (рис. 4, 5).



Рис. 4. Влияние приведенной ЛСПП на степень (а) и КПД (б) взрывного дробления

Рис. 5. Влияние приведенных сетки скважин на степень (а) и КПД (б) взрывного дробления

Это объясняется изменением плотности потока энергии, зависящего от типа применяемого ВВ и параметров расположения скважин на уступе. При величине ЛСПП, меньшей оптимальной (WW_опт), массив разрушается под действием прямой волны от заряда ВВ (рис. 6, а).

По мере уменьшения значения ЛСПП объем разрушения от действия прямой волны снижается и возрастает объем разрушения под действием отраженной волны. Минимальному объему разрушения от заряда ВВ в тыл массива соответствует рациональная ЛСПП (W=W_опт), при которой достигается лучшее дробление горной массы (рис. 6, б). При W<W_опт наблюдается разрушение в основном от действия прямых волн и расширяющихся газов, образующихся при взрыве (рис. 6, в).

Рис. 6. Распределение плотности потока энергии при взрывании скважинных зарядов

Подобная картина характерна при взрывании любых массивов горных пород. Поэтому изменение типа ВВ без корректировки параметров БВР нередко приводит к изменению плотности потока энергии.

Таким образом, на Агаповском известняковом карьере при D_е=0,7 м для граммонита 79/21, имеющего скорость детонации D=3600 м/с, максимальная степень дробления достигается при удельном расходе q_опт=0,62 кг/м³ (линия А рис. 7, в).

Рис. 7. Влияние удельного расхода ВВ на степень дробления:

а - D_е = 0,3 м; б - D_е = 0,5 м; в - D_е = 0,7 м;

1 - гранулотол; 2 - гранипор, 3 - граммонит 79/21

Рис. 8. Влияние удельного расхода энергии ВВ на степень дробления:

а - D_е = 0,3 м; б - D_е = 0,5 м; в - D_е = 0,7 м;

1 - гранулотол; 2 - гранипор, 3 - граммонит 79/21

В то же время для гранипора (D=4200 м/с) и гранулотола (D=5100 м/с) с тем же удельным расходом степень дробления ниже максимальной, а массив горных пород разрушается большей частью под действием прямых волн сжатия от заряда ВВ.

При применении данных ВВ с удельным расходом q=0,83 кг/м³ (линия В рис. 7, в) для гранулотола степень дробления максимальна, а для граммонита 79/21 и гранипора степень дробления снижается за счет перераспределения энергии по формам механической работы взрыва, т.е. часть энергии расходуется на разлет кусков породы, что приводит к увеличению развала горной массы.

Поэтому регулирование степени дробления рационально проводить только на восходящих ветвях представленных кривых (см. рис. 7, 8).

Исходя из этого, восходящие ветви кривых в первом приближении можно аппроксимировать линейным уравнением

, (3)

где - степень дробления;

Y - энергетические параметры взрывных работ;

D - скорость детонации ВВ, км/с;

, , - эмпирические коэффициенты (табл. 3).

Таблица 3 - Значения эмпирических коэффициентов

Блочность	Энергетические параметры взрывных работ (Y)
	q, кг/м3	авв, кДж/м3
Мелкоблочные (Dе=0,3)	4	0,280	-1,20	0,0010	0,49	-2,01
Среднеблочные (Dе=0,5)	6	0,375	-2,30	0,0016	0,64	-3,56
Крупноблочные (Dе=0,7)	8	0,490	-3,38	0,0020	0,83	-4,70

Значения показателей технологической эффективности при максимальной для данного ВВ степени дробления пород различной блочности приведены в сводной табл. 4.

Таблица 4 - Показателей технологической эффективности

Dе, м	Тип ВВ	imax	Авв, кДж/м3	q, кг/м3	Адр, кДж/м3	, %
0,3	Гранулотол	2,4	2258	0,62	305	13,5
	Гранипор ФМ	2,3	2381	0,65	295	12,4
	Граммонит 79/21	2,2	2914	0,68	280	9,6
0,5	Гранулотол	3,2	2586	0,71	401	15,5
	Гранипор ФМ	2,8	2491	0,68	379	15,2
	Граммонит 79/21	2,6	2742	0,64	351	12,8
0,7	Гранулотол	4,6	3023	0,83	556	18,4
	Гранипор ФМ	3,9	2601	0,71	486	18,7
	Граммонит 79/21	3	2657	0,62	383	14,4

Таким образом, интенсификация взрывного дробления горных пород на карьерах может быть достигнута за счет изменения удельного расхода энергии ВВ. Причем область влияния зависит от детонационных характеристик ВВ и от блочности взрываемого массива (рис. 9).



Рис. 9. Рациональная область применения ВВ в зависимости от блочности пород и требуемой степени взрывного дробления

Окончательно выбор типа ВВ необходимо производить по показателям экономической эффективности. Л.В. Дубновым и И.Т. Колесниченко предложен метод расчета экономической эффективности ВВ, основанный на энергетическом критерии, кДж/руб

, (4)

где а_др - удельная энергия дробления, кДж/м³;

С_о - себестоимость отбойки 1 м³ горной массы, руб/м³.

Себестоимость отбойки 1 м³ горной массы определяется:

(5)

где С_б - затраты на бурение, руб/м³;

С_вв - затраты на ВВ, руб/м³.

Показатели экономической эффективности применения различных типов ВВ на Агаповском известняковом карьере при степени дробления i=2 представлены в табл. 5

Таблица 5 - Показатели экономической эффективности

Средний размер естественной отдельности, м	Тип ВВ
	гранулотол	гранипор	граммонит 79/21
	Со, руб/м3	Ээ, кДж/руб	Со, руб/м3	Ээ, кДж/руб	Со, руб/м3	Ээ, кДж/руб
0,3	6,98	34	5,11	53	3,24	59
0,5	6,98	34	5,11	53	3,24	59
0,7	4,79	37	4,14	68	2,83	41

Таким образом, установлено, что рост величины удельного расхода энергии ВВ свыше определенной величины не приводит к улучшению качества дробления, а только увеличивает долю энергии взрыва заряда ВВ на бесполезные формы механической работы (разлет, разброс породы, сейсмические и ударно-воздушные волны и др.).

Уменьшение развала горной породы возможно при взрывании на подпорную стенку (рис. 10).

Рис. 10. Распределение потока энергии при взрывании скважинного заряда на подпорную стенку

3. Взрывание на подпорную стенку позволяет повысить качество взрывного дробления горных пород, а ее ширина и параметры взрывных работ определяются типом применяемого ВВ. Причем для условий Агаповского месторождения известняков при применении бризантных ВВ рациональная ширина подпорной стенки находится в пределах 15-22 м, а для высокобризантных 10-12 м.

На Агаповском известняковом карьере ОАО «ММК» проведены исследования по влиянию ширины подпорной стенки на эффективность взрывных работ при применении гранулотола, гранипора ФМ, и граммонита 79/21

Всего было проанализировано более 70 промышленных взрывов. Ширина подпорной стенки изменялась от 5 до 25 м. Затраты энергии на дробление горных пород взрывом оценивались КПД взрывного дробления.

На основании проведенных исследований установлены зависимости КПД взрывного дробления от приведенных к массе заряда параметров ЛСПП (рис. 11) и сетки скважин при различной ширине подпорной стенки.

Рис. 11. Влияние приведенной к массе заряда ЛСПП на КПД взрывного дробления: а - без подпорной стенки; б - В=10 м; в - В=15 м; г - В=20 м; 1, 2, 3 - соответственно при взрывании гранулотола, гранипора и граммонита 79/21

Ширина подпорной стенки менее 8-10 м при взрывании вышеперечисленными ВВ практически не оказывает влияния на степень дробления горных пород.

Увеличение ширины подпорной стенки при взрывании гранулотолом приводит к снижению КПД взрывного дробления, при этом степень дробления горных пород остается практически неизменной. Для гранипора КПД взрывного дробления увеличивается до ширины подпорной стенки порядка 18 м, а для граммонита 79/21 до 25 м, при этом возрастает и степень дробления горных пород. В результате исследований были получены зависимости приведенных параметров от ширины подпорной стенки (рис. 12).

Рис. 12. Изменение рациональной величины приведенных к массе заряда ЛСПП и сетки скважин для различной ширины подпорной стенки

Зависимости изменения рациональных приведенных к массе заряда ЛСПП и сетки скважин описываются уравнением вида

, (6)

где - приведенные параметры взрывных работ;

B - ширина подпорной стенки, м;

D - скорость детонации м/с;

а, b, , - эмпирические коэффициенты (табл. 6).

Таблица 6 - Значение эмпирических коэффициентов

, м/кг1/3	, м/кг1/3
а	b			а	b
-0,0005	-0,0004	-0,185	1,98	-0,0002	0,001	-0,047	1,08

На основании рациональных значений приведенных к массе заряда ЛСПП и сетки скважин определены рациональные параметры буровзрывных работ при применении различных типов ВВ для различной ширины подпорной стенки (табл. 7).

Таблица 7 - Рациональные параметры буровзрывных работ

Тип ВВ	Параметры БВР	Ширина пригрузки, м
		0-5	10	15	20	25
Граммонит 79/21	ЛСПП, м	9,0	9,0	8,6	8,0	7,3
	Сетка скважин, м	6,3	6,2	6,0	5,8	5,5
	Удельный расход, кг/м3	0,59	0,60	0,64	0,72	0,84
	Выход горной массы, м3/м	45,5	44,6	41,7	37,1	32,1
Гранипор ФМ	ЛСПП, м	8,5	8,2	7,5	6,5	6,1
	Сетка скважин, м	6,1	6,0	5,9	5,7	5,4
	Удельный расход, кг/м3	0,68	0,71	0,80	0,96	1,08
	Выход горной массы, м3/м	41,5	39,6	35,4	29,4	26,1
Гранулотол	ЛСПП, м	7,1	6,6	6,1	5,7
	Сетка скважин, м	5,9	5,8	5,7	5,5
	Удельный расход, кг/м3	0,84	0,91	1,01	1,13
	Выход горной массы, м3/м	33,6	31,0	27,8	25,1

Для условий Агаповского карьера ОАО «ММК» при взрывании на подпорную стенку необходимая ширина развала достигается при пятирядном взрывании, и при использовании гранулотола рациональная ширина подпорной стенки составляет 10 - 15 м, гранипора ФМ 13 - 21 м и граммонита 79/21 15 - 25 м.

Несмотря на то, что взрывание на подпорную стенку позволяет регулировать степень взрывного дробления, окончательно ее ширину необходимо принимать исходя из экономических соображений.

Экономический эффект рассчитывался исходя из дополнительной добычи за счет роста производительности экскаватора. В результате расчетов установлено, что рациональная ширина подпорной стенки составляет при взрывании гранулотола 10 - 12 м, гранипора 15 - 16 м и граммонита 79/21 18 - 22 м при пятирядном взрывании.

ЗАКЛЮЧЕНИЕ

В диссертационной работе дано новое решение актуальной задачи - регулирование качества взрывной подготовки, за счет установления рационального удельного расхода энергии ВВ.

На основании выполненных исследований получены следующие основные научные и практические результаты:

1. Качество взрывного дробления, кроме среднего размера куска, необходимо оценивать логарифмической дисперсией распределения гранулометрического состава.

2. Логарифмическая дисперсия распределения гранулометрического состава для пород первой категории трещиноватости изменяется в пределах 0,58-0,70, второй и третьей - 0,70-1,19, а четвертой - 1,19-1,70.

3. Получена зависимость выходов классов крупности для пород различных категорий трещиноватости в зависимости от среднего размера куска.

4. Установлено, что существует область рационального удельного расхода энергии ВВ, при котором поток энергии заряда ВВ, распространяющийся в горной породе, максимально используется на дробление. Параметры буровзрывных работ должны соответствовать необходимому удельному расходу энергии ВВ, рациональная область которой определяется свойствами пород и взрывчатыми характеристиками ВВ.

5. Регулирование степени дробления величиной удельного расхода энергии ВВ ограничено блочностью горных пород и свойствами ВВ, и для условий Агаповского карьера в зависимости от блочности применение гранулотола позволяет достичь степени дробления 2,4-4,6, гранипора - 2,3-3,9, а граммонита 79/21 - 2,2-3. Область рационального применения промышленных ВВ зависит от блочности взрываемого массива и требуемой степени дробления.

6. Повышение степени и качества взрывного дробления может быть достигнуто применением подпорной стенки, ширина которой определяется типом применяемого ВВ.

7. Установлено, что для каждого типа ВВ существует область рациональной ширины подпорной стенки, позволяющая увеличить степень взрывного дробления для гранипора до 4, а для граммонита 79/21 - до 3-5.

8. Рациональная ширина подпорной стенки кроме степени дробления определяется шириной заходки и для экскаватора ЭКГ - 5 составляет при использовании гранулотола 10 - 12 м, гранипора 15 - 16 м и граммонита 79/21 18 - 22 м при пятирядном взрывании.

9. Внедрение рациональных параметров ЛСПП и сетки скважин при взрывании на подпорную стенку позволит получить экономический эффект за счет увеличения производительности выемочно-погрузочного оборудования до 19 млн. руб. в год.

Статьи, опубликованные в ведущих рецензируемых научных журналах, входящих в перечень ВАК

Маляров И.П., Угольников В.К., Симонов П.С., Угольников Н.В. Обоснование выбора типа ВВ на карьерах //Горный информационно-аналитический бюллетень. М.: МГГУ, 2001. №12.

Статьи, опубликованные в научных сборниках и материалах конференций:

1. Угольников В.К., Симонов П.С., Угольников Н.В. Принципы расчета параметров расположения скважин при взрывном разрушении //Разработка мощных рудных месторождений: Межвуз. сб. науч. тр. - Магнитогорск: МГТУ, 1999.

2. Угольников В.К., Симонов П.С., Угольников Н.В. Изготовление ВВ переменной мощности на местах применения //Вопросы прикладной химии: Сб. науч. тр. - Магнитогорск: МГТУ им. Г.И. Носова, 1999.

3. Угольников В.К. Симонов П.С., Угольников Н.В. Обоснование рационального удельного расхода для применяемого типа ВВ //Освоение запасов мощных рудных месторождений: Межвуз. сб. науч. тр. - Магнитогорск: МГТУ, 2000.

4. Угольников В.К., Симонов П.С., Угольников Н.В., Оконечников А.Б. Совершенствование технологии и параметров взрывных работ для снижения выхода негабарита на карьере Малый Куйбас//Вест. МГТУ.- 2003.- №4.

5. Гавришев С.Е., Угольников В.К., Симонов П.С., Угольников Н.В. Анализ параметров, техники и технологии производства взрывных работ на карьерах Южно-Уральского региона// Горный журнал Казахстана. Алма-Ата.- 2006.- №4.

Размещено на Allbest.ru

...