Размещено на http://www.allbest.ru/

Міністерство освіти і науки України

Криворізький технічний університет

АВТОРЕФЕРАТ

з теми: «Підвищення якості залізорудної продукції і показників роботи шахт на основі удосконалення технологій видобутку і переробки»

Спеціальність -- 05.15.02 -- Підземна розробка родовищ корисних копалин

Колосов Валерій Олександрович

Кривий Ріг -- 2002

Дисертацією є рукопис

Робота виконана на кафедрі підземної розробки родовищ корисних копалин Криворізького технічного університету Міністерства освіти і науки України і ВАТ “Криворізький залізорудний комбінат” Міністерства промислової політики України

Науковий консультант - доктор технічних наук, професор

Капленко Юрій Петрович, Криворізький технічний університет Міністерства освіти і науки України, завідувач кафедрою підземної розробки родовищ корисних копалин.

Офіційні опоненти:доктор технічних наук, професор

Усаченко Борис Миронович, інститут геотехнічної механіки НАН України, завідувач відділом механіки гірських порід;

Гребьонкін Сергій Семенович, Донецький національний технічний університет, професор кафедри розробки родовищ корисних копалин;

Ніконець Віктор Ілліч, Державний науково-дослідний гірничорудний інститут, завідувач відділом розробки і технологій марганцеворудних родовищ

Провідна організація -- Національний гірничий університет Міністерства освіти і науки України, м. Дніпропетровськ.

Захист відбудеться “_31_” ___ травня__ 2002 р. о _14_ годині на засіданні спеціалізованої вченої ради Д 09.052.02 по захисту дисертації при Криворізькому технічному університеті Міністерства освіти і науки України за адресою: 50002, м. Кривий Ріг, вул. Пушкіна, 37

З дисертацією можна ознайомитись в бібліотеці Криворізького технічного університету за адресою: 50002, м. Кривий Ріг, вул. Пушкіна, 37

Автореферат розісланий “__30_” ___ квітня________ 2002 р.

Вчений секретар спеціалізованої вченої ради,

канд.техн.наук, професор Г.Т. Фаустов

Загальна характеристика роботи

Актуальність проблеми. Економічний потенціал України в значній мірі залежить від стану залізорудної промисловості. В період ринкових відносин найважливішим показником, котрий забезпечує конкурентну спроможність металургійної сировини, є якість продукції. Вміст корисного компоненту в залізорудній продукції шахт Криворізького басейну на 5% нижчий, а оксидів кремнію на 10% вищий у порівнянні з рудами інших країн. Таким чином, залізорудна товарна продукція вітчизняних шахт є недостатньо конкурентоспроможною і витісняється з європейського ринку більш якісною сировиною з Бразилії, Швеції, ПАР та Австралії.

Поглиблення гірничих робіт до 1100-1200 м призвело до значного погіршення гірничотехнічних умов розробки, підвищення енергомісткості і матеріалоємності видобутку руди та її собівартості.

В останні роки шахти працюють при значному дефіциті фінансових і матеріальних ресурсів, а для їх стабільної роботи в умовах ринкових відносин необхідне постійне зниження собівартості та енергомісткості видобутку та переробки сировини. Таким чином, підвищення ефективності підземних гірничих робіт необхідно забезпечити при постійному погіршенні умов розробки і відсутності коштів на оновлення та модернізацію гірничого обладнання. шахта залізорудний вибуховий видобуток

В зв'язку з цим перед наукою і виробництвом виникла нагальна необхідність вирішення актуальної науково-технічної проблеми підвищення ефективності роботи шахт шляхом керування якістю залізорудної продукції відповідно вимогам ринку при одночасному зниженні собівартості видобутку та переробки руди.

В основу дисертаційної роботи покладені результати, які були отримані автором в період 1980-2001 рр. у процесі досліджень нових способів, технологій і засобів обвалення видобутку руди, котрі виконувалися згідно науково-технічних програм, по пріоритетним напрямкам розвитку науки і техніки України (Постанова Ради Міністрів УРСР №58 від 28.10.1980 р., №450 від 26.02.1984 р.) планів наукових досліджень Академії гірничих наук України на 1991-1994 рр. та 1995-1999 рр., галузевої програми Міністерства промислової політики України на 2001-2003 рр.

Мета роботи. Розробити технології видобутку і переробки руди, котрі забезпечать підвищення якості та зменшення вартості продукції відповідно вимогам ринку, що гарантує її конкурентну спроможність та ефективне функціонування підземних рудників.

Основна наукова ідея роботи полягає у використанні комплексного загальносистемного ефекту від диференційованого вибору параметрів технологічних процесів, від яких в даний період залежать показники роботи шахти і шляхом спільної реалізації регулятивних засобів та заходів в системі “відробка блоків - переробка руди” забезпечити більш високий рівень її функціонування.

Для досягнення поставленої мети в дисертаційній роботі поставлені і вирішені дві вагомі задачі та ряд питань, які до них відносяться:

1. Встановити домінантні технологічні процеси підземної розробки і за рахунок їх удосконалення знизити собівартість продукції і підвищити кількісні і якісні показники видобування руди.

Для цього необхідно:

- виконати аналіз якісних показників видобутої руди в залежності від величини втрат;

- становити питому вагу технологічних процесів в шахтній собівартості;

- розробити ефективну технологію видобутку руди під жорстким захисним перекриттям;

- оптимізувати процеси підготовки і випуску руди;

- обґрунтувати вибір параметрів буровибухових робіт по критерію “показник підриваємості гірських порід”;

- узагальнити фізичні закономірності розподілу потоку енергії вибуху колонкових зарядів при підриванні напружених гірських порід.

2. Встановити фактори, які впливають на ефективність розділення слабко-магнітних руд і пустих порід, базуючись на котрих розробити гнучку технологію переробки сирої руди, що повинно забезпечити підвищення якості залізорудної продукції та її ціни, а також зниження собівартості переробки.

Для цього необхідно:

- провести генеральне опробування руд шахтного видобутку і визначити вміст заліза в ній в залежності від кусковатості;

- виконати аналіз ефективності прийнятої технології переробки;

- оптимізувати технологічний процес і технологічну схему переробки.

Наукові положення, що захищаються в дисертації:

1. Підвищення ефективності роботи шахти досягається встановленням домінантних технологічних процесів видобутку і переробки руди, питома вага яких в собівартості продукції досягає 47%, їх удосконалення забезпечує підвищення кількісних і якісних показників видобування та зниження шахтної собівартості.

2. Втрати відбитої руди (13,8%) і видобуток корисного компоненту при переробці пропорційні домішку пустих порід (10,3%), підвищення повноти видобування до 90% при максимальному збереженні природної якості сировини (57,75%), зниження відходів на 0,3 млн. т і затрат на технологічні операції видобутку і переробки на 0,32 грн./т забезпечується створенням на верхній межі розділу “руда - порода” жорсткої рухомої перепони (“плаваючої” стелини).

3. Цілісність “плаваючої” стелини забезпечується піддатливістю “ціликів” з обваленої руди та регулюємими розмірами оголення, рівними діаметру основи воронки випуску, а також тим, що для обвалених порід “плаваюча” стелина в період опускання представляє собою випускний отвір, тому навантаження на неї створюється вагою порід в межах склепіння нестійкої рівноваги і воно в 5-6 разів менше навантаження на стелину камери.

4. Підповерхова відробка і поверховий випуск руди через центральну випускну виробку дозволяє регулювати розміри оголення “плаваючої” стелини, інтенсифікувати процес випуску, а за рахунок використання сил тяжіння для переміщення руди до випускної виробки знизити затрати на доставку в 2 рази і питому вагу підготовчо-нарізних робіт в 2,5-3 рази.

5. Використання асиметричного розподілу хвильової енергії вибуху при орієнтації колонкових зарядів по нормалі до оголеної поверхні і з урахуванням енергії гірського тиску дозволяє підвищити к.к.д. вибуху, покращити якість подрібнення порід та на 40-50% знизити затрати на від бійку за рахунок виділення накопиченої гірським масивом енергії пружних деформацій стискання при розвантаженні підриваємого шару, локалізації хвильової енергії вибуху в межах зони розвантаження і забезпечується взаємоув'язкою параметрів розміщення зарядів ВР з глибиною зони розвантаження та зміною знаку діючих статичних напружень в процесі розвитку масового вибуху, черговістю підривання.

Наукова новизна результатів роботи полягає в тому, що автор вперше:

- обґрунтував нову технологію очисного виймання з випуском руди через центральну випускну виробку під захистом жорсткої перепони (“плаваючої” стелини) і обваленням руди торцевими зарядами розпушення;

- встановив вид зв'язку і кількісні залежності величини тиску на рухому перепону від її розмірів та діаметру основи воронки випуску;

- встановив вплив кута падіння рудного тіла і кута орієнтації “плаваючої” стелини відносно горизонту на показники видобування руди;

- обґрунтував місце розміщення центральної випускної виробки в залежності від кута падіння рудного тіла;

- розробив методику визначення показника підриваємості гірських порід по величині діаметра зони перезмільчення (“стакана”), утвореної вибухом колонкового заряду ВР;

- встановив вид зв'язку і кількісні залежності параметрів відбійки колонковими зарядами ВР різного діаметру, розміщених як паралельно, так і перпендикулярно оголеній поверхні;

- сформулював і обґрунтував положення про доцільність утворення компенсаційних просторів зустрічно-направленими воронками і суцільним забоєм;

- експериментально доказав відбиття хвиль від границі розділу зон розвантаження і опорного тиску;

- для вибору раціональної технології видобутку і переробки руди запропонував коефіцієнт економічної доцільності, який дорівнює відношенню питомих, умовних прибутків запропонованої схеми до питомих прибутків застосовуваної схеми;

- встановив, що для контрастних по вмісту заліза руд, раціональні технологічні схеми переробки необхідно будувати на пріоритеті процесів грохочення над процесами подрібнення, для неконтрастних руд - навпаки.

Практичне значення отриманих результатів полягає в розробці:

- нових паспортів буровибухових робіт з воронкоподібним і подвійним спіральним врубами;

- рекомендацій по раціональним параметрам і схемам утворення компенсаційних просторів;

- конструкції нової системи розробки з випуском руди під захистом “плаваючої” стелини через центральну випускну виробку;

- раціональних схем переробки сирої руди і конструкції вірогідних грохотів.

Методи досліджень. Методичну основу досліджень складає системний підхід до вирішення проблеми. Питання, які потребують рішення, взаємопов'язані і є сукупністю фізичних та технологічних задач, котрі можливо і необхідно вирішувати комплексно. Комплексний метод включає аналіз і узагальнення літературних даних та виробничого досвіду, аналітичних досліджень і експериментальних робіт. Він забезпечує взаємну перевірку результатів, отриманих різними методами, які входять до його складу, і, отже, високу вірогідність отриманих результатів.

Обґрунтованість і вірогідність наукових положень основних висновків та рекомендацій підтверджується відповідністю теоретичних та експериментальних робіт, надійністю статистично значимого обсягу лабораторних і шахтних досліджень, адекватною імітацією процесів, що забезпечує можливість відображення реальних технологічних операцій і явищ з необхідним ступенем деталізації, збіжністю прогнозних оцінок при імітації з фактичними показниками, широкою апробацією отриманих результатів проектними інститутами, дослідними організаціями і в промислових умовах, позитивними результатами впровадження конструктивних і технологічних рішень і проектах та в умовах діючих шахт.

Реалізація роботи. Система розробки з підповерховою відбійкою і поверховим випуском руди через центральний випускний отвір прийнята для випробування на Мужіївському золотополіметалевому комбінаті та шахтах ВАТ “КЗРК”.

Розроблена технологія відбійки торцевими зарядами пройшла широкі промислові випробування і впроваджена на шахтах Кривбасу. Паспорти буровибухових робіт з воронкоподібним та спіральними врубами впроваджені на шахті ім. Орджонікідзе ВАТ “Центральний гірничо-збагачувальний комбінат”.

Проведена реконструкція дробильно-сортувальних фабрик ВАТ “КЗРК”, в результаті котрої грохоти типу ГІТ замінені на імовірнісні грохоти.

Результати роботи використовуються інститутом “Кривбаспроект” і проектним відділом ВАТ “КЗРК” при проектуванні нових горизонтів і блоків.

Розроблена методика вибору параметрів відбійки напружених гірських порід використовується в учбовому процесі при викладанні курсу “Процеси гірничих робіт” та при курсовому і дипломному проектуванні.

Апробація роботи. Основні положення дисертації доповідалися й одержали схвалення на науково-технічних конференціях та семінарах Криворізького технічного університету (1993-2001 рр.), на технічних радах промислового об'єднання “Кривбасруда” і ВАТ “КЗРК”, на технічній раді Державної акціонерної компанії “Українські поліметали”, на сумісних засіданнях Академії гірничих наук України і відділення “Металеві корисні копалини” АГНУ, на другому міжнародному симпозіумі “Якість-99” (м. Ялта, 1999 р.).

Публікації. Основні положення дисертації опубліковані в 2 монографіях і 24 статтях у провідних фахових виданнях, новизна рішень захищена 10 патентами України.

Структура і обсяг роботи. Дисертація складається з вступу, 8 розділів, висновку, списку використаних джерел з 156 найменувань і 7 додатків. Викладена на 446 сторінках машинописного тексту, з них 271 сторінка основного тексту, список використаних джерел на 14 сторінках, рисунки - 21 сторінка, таблиці - 5 сторінок і додаток - 175 сторінок.

Основний зміст роботи

Стійкою тенденцією підземної розробки родовищ є збільшення глибини гірських робіт і, відповідно, гірського тиску. Дослідженню питань гірського тиску присвячені роботи Дінника А.Н., Савіна Г.Н., Лехніцького С.Г., Руппенейта К.В., Кузнєцова С.В., Старікова Н.А., Ривкіна І.Д., Царіковського В.В.

Роботами Малахова Г.М., Броннікова Д.М., Шемякіна Є.І., Замєсова М.Ф., Турчанінова І.А., Пєтухова І.М., Зоріна А.Н., Усаченка Б.М. та інших показано, що основною особливістю розробки покладів на глибоких горизонтах є, насамперед, керування гірським тиском. З цим також пов'язані питання керування параметрами вибухової відбійки напружених гірських порід, які розвинуті в роботах Садовського М.А., Баума А.Ф., Станюковича К.П., Мельнікова М.В., Ляхова Г.М., Демидюка Г.П., Мосінца В.Н., Єрофеєва І.Є., Єфремова Е.І., Падукова В.А.

Досягнення прийнятного рівня видобування руди (0,94-0,97) забезпечується закладкою очисного простору або його огородженням різними перепонами (кріпленням, щитами, гнучким перекриттям).

Значний внесок у розвиток технологій видобутку корисних копалин під захистом жорстких і гнучких перепон внесли Чинакал Н.А., Махно Є.Я., Дробот Б.П., Міняєв Б.К., Шестаков В.А., Прокушев Є.А., Гриньов В.Г., Гребьонкін С.С.

У першому розділі викладений сучасний стан технологічних процесів видобутку і переробки руди, і огляд літературних даних, а також аналіз технології і техніко-економічних показників видобутку руди на шахтах ВАТ “Криворізький державний залізорудний комбінат (ВАТ “КЗРК”).

Показано, що порівняно високі втрати руди (13,8%), та її розубоження (10,4%) негативно впливають на техніко-економічні показники роботи шахт.

За останні 11 років шахтами ВАТ “КЗРК” втрачено 9042,8 тис. тонн руди із середнім вмістом заліза 57,75% і видобуто 6803,4 тис. тонн порід з вмістом заліза 36,74%. У процесі переробки у відвали скидається кускова фракція із середнім вмістом заліза 44,75%. Ці дані свідчать про низький рівень ефективності процесів видобутку і переробки руди.

З розрахунків слідує, що зниження втрат обумовлює підвищення якості добутої руди, зменшення кількості відходів при переробці і, як наслідок цього, підвищення конкурентноздатності залізорудної продукції (рис. 1).

Для значного підвищення ефективності роботи шахт паралельно з вирішенням питань по підвищенню показників виймання необхідно вирішувати питання по підвищенню ефективності процесу переробки сирої руди і зниження собівартості вказаних технологічних процесів.

Питома вага процесів шахтної собівартості приведений на рис. 2, з якого слідує, що підготовчо-нарізні роботи, відбійка, доставка і переділ складають 47%. Решта процесів (53%) прийняті, як умовно постійні.

Це обумовлено тим, що удосконалення технологічних процесів видобутку і переробки дасть можливість знизити собівартість практично без додаткових затрат коштів, а зниження собівартості умовно-постійних процесів без додаткових інвестицій проблематична.

Значна питома вага підготовчо-нарізних робіт (15,2%) обумовлена конструктивною складністю систем розробки. В теперішній час питомі витрати підготовчих і нарізних виробок складають 6-8 м на 1000 т видобутої руди.

Зниження стійкості гірських порід обумовлене глибиною розробки призвело до різкого збільшення витрат (у 2,0-2,5 рази) кріпильних матеріалів і, відповідно, трудоємкості кріпильних робіт. Значна питома вага затрат на буровибухові роботи при проведенні виробок пов'язана зі зростанням вартості відповідних матеріалів.

Таким чином, зниження питомої ваги підготовчо-нарізних робіт можливо досягнути за рахунок зниження питомих витрат виробок на 1000 т руди. Паралельно з цим, необхідно удосконалити технологію проведення виробок у напрямку зниження трудоємкості робіт.

Вибухове подрібнення порід - процес багатофакторний. Аналізом показників відбійки руди за 9 років, виконаного методом випадкового балансу, встановлено, що найбільш визначними факторами є глибина розробки, лінія найменшого опору (Л.Н.О.), фізичні властивості гірських порід, величина питомих витрат вибухових речовин (ВР) і розміри оголення. Одним із самих вузьких місць в технології відбійки є процес утворення компенсаційних порожнин (10-20%) в собівартості франко-люк. Удосконалення технологічного процесу вибухового обвалення руди з урахуванням впливу вказаних факторів дозволить підвищити ефективність цього процесу.

Питома вага доставки в шахтній собівартості складає 9,2%. Зменшення витрат на цей процес пов'язане з удосконаленням систем розробки і, в першу чергу, конструкції горизонту приймання обваленої руди. При скреперній доставці руди на днище блоку припадає близько 70% виробок.

Таким чином, удосконалення конструкції систем розробки дозволить не тільки знизити питому вагу підготовчо-нарізних робіт, а і доставки руди. Наприклад, заміна скреперних лебідок на віброконвеєри дасть можливість значно знизити питому вагу підготовчо-нарізних робіт і енергозатрати на доставку, так як продуктивність вібродоставки в 1,5-2,0 рази вища при однаковій потужності. Однак використання віброустановок економічно доцільне, коли запас руди на 1 установку складає не менше 30 тис. т.

Питома вага витрат на переробку сирої руди в середньому по ВАТ “КЗРК” складає 6,0%. Низькі показники переробки обумовлені недосконалістю технології при замкнутій схемі подрібнення в каскаді дробарок, що призводить до перевитрат електроенергії, до надмірного здрібнення найбільш багатої частини сировини і до значних втрат заліза у відходах (скиді).

В другому розділі викладена комплексна методика досліджень, а також методика оцінки ефективності видобутку і переробки сирої руди, методика лабораторних досліджень планування експериментів, достовірності експериментальних робіт і обробки результатів дослідів, а також похибок при виведенні емпіричних виразів (рівнянь).

Результативність використання нових рішень в технології видобутку і переробки сировини оцінюється коефіцієнтом К_нр, котрий представляє собою відношення питомих умовних прибутків _уп при використанні результатів досліджень до того ж показника при існуючій технології _іт.

Умовний доход визначається:

 , у.о.,(1)

де

Ц_ар - ціна аглоруди, умовних одиниць (у.о.);

С_вр - собівартість видобутку, у.о.;

С_пр - собівартість переробки руди, у.о..

На основі маркетингових досліджень Козаченка С.В. та Нусінова В.Я. прибуткова частина (ціна 1 т аглоруди) визначається з виразу

, у.о.(2)

де

Fe_ар% - вміст заліза в аглоруді в %;

_ap^-d1 - питома вага фракції крупністю 8(10)-0,25 мм;

_ap^0,25 - питома вага фракції крупністю - 0,25 мм.

Затратна частина представляє собою собівартість видобутку руди С_вр і її переробки С_п .

Собівартість видобутку руди складається із собівартості окремих технологічних процесів

С_вр=С_пн+С_БВР+С_д+С_уп ,(3)

де

С_пн - собівартість підготовчо-нарізних робіт, у.о.;

С_бвр - собівартість буровибухових робіт, у.о.;

С_д - собівартість доставки руди, у.о.;

С_уп - собівартість умовно постійних процесів, у.о.

В свою чергу, собівартість кожного процесу складається із собівартості окремих операцій, котрі входять до його складу.

Третій розділ присвячений розробці технології, яка забезпечує підвищення кількісних і якісних показників видобутку за рахунок утворення жорсткої рухомої перепони (“плаваючої” стелини). В якості “плаваючої” стелини (ПС) доцільно використовувати міжповерховий цілик, відрізаний по периметру від оточуючих порід.

Результати досліджень різних варіантів випуску руди під захистом ПС свідчать про доцільність переносу зони випуску в центральну частину блоку (панелі). В процесі випуску руди під ПС утворюється випускна воронка, діаметр основи якої D залежить від висоти h_c і діаметра випускного отвору d₀. Для забезпечення високих показників відроблення і збереження цільності ПС необхідно дотримувати умову

A=BD=4(0,15h_с+0,5d₀),(4)

де

А, В - горизонтальні розміри ПС.

При цьому, на відміну від нерухомої міжповерхової стелини (рис. 3,а), в ПС оголеною є тільки центральна її частина, яка знаходиться над воронкою випуску. По периметру ПС розміщена на піддатливих ціликах із обваленої руди (рис. 3,б).

Встановлено, що можливо дві схеми відробки блоків (панелей). При відробці первинного блоку, який розташований в нетронутому масиві, можливий поверховий випуск руди з центрального випускного отвору, розміщеного в днищі. При наявності бокових контактів з обваленими породами, очисні роботи ведуть з використанням центральної випускної виробки великого перерізу (підповерхова виробка з поверховим випуском руди). Ця схема дозволяє в широких межах регулювати розміри оголення ПС, і, відповідно, навантаження на неї та забезпечує її суцільність.

В зв'язку з тим, що ПС є рухомою перепоною, тиск обвалених порід на неї не постійний і залежить від її стану. Питомий тиск на нерухому ПС можна визначити по видозміненій формулі проф. М.М. Протод'яконова (5) (рис. 3,а).

Базуючись на припущенні, що ПС в процесі опускання стає випускним отвором для обвалених порід і що тиск на неї створює та частина гірських порід, котра знаходиться в межах склепіння нестійкої рівноваги, отримано вираз (6) для визначення величини питомого тиску на неї в період її руху (рис. 3,б).

Розрахункові значення Р_п по виразам (6) і (7), прийнятому для визначення питомого тиску на щит (рис. 3,в), свідчать про добре сходження результатів (їх розбіг не перевищує 5,8%).

, Н/м² (5)

, Н/м²; (6)

, Н/м², (7)

де

- питома вага порід,

- кут внутрішнього тертя,

а - половина довжини балки шириною 1м (стелини),

S - площа щита,

L - периметр щита,

К - коефіцієнт пропорційності,

- середнє значення бокового розпору,

f_Т - коефіцієнт внутрішнього тертя.

Товщина ПС визначається по методиці СхідНДГРІ.

Дослідами встановлено, що при куті падіння рудного тіла 90 необхідно проводити підповерхову відробку блоку з поверховим випуском руди через центральну випускну виробку, розташовану паралельно лінії падіння. Зі зменшенням кута падіння , випускну виробку необхідно зміщувати від центра блоку в напрямку лежачого боку, а при =60 , вона розташовується на лежачому боці. При цьому висота підповерху h_с в залежності від потужності рудного тіла М та кута визначається з виразу

, м.(8)

Встановлено, що при видобутку руди з блоків з похилими боковими стінками, ПС повинна бути фігурою, складеною з прямокутної і трикутної призм.

При 90питомий тиск на ПС визначається з виразу

, Н/м². (9)

З проведених дослідів слідує, що встановлена форма ПС, зміщення центральної випускної виробки в напрямку лежачого боку, а також визначена висота випускаємого шару, забезпечує мінімальні втрати руди при 6090.

Розроблена технологія очисних робіт з випуском руди під захистом ПС має суттєву новизну, не має аналогів у вітчизняній і зарубіжній практиці і дозволяє в 2,0-2,5 рази підвищити показники видобутку, в 1,5-1,8 рази знизити питомі витрати підготовчо-нарізних виробок, в 1,8-2,0 рази підвищити продуктивність праці на доставці руди за рахунок того, що в очисному просторі обвалена руда до центральної випускної виробки переміщується під дією сили тяжіння, внаслідок чого зменшується відстань доставки на прийомному горизонті.

В четвертому розділі викладені дослідження по визначенню впливу гірничотехнічних умов розробки на ефективність вибухового обвалення порід. Для оцінки доцільності управління якістю подрібнення руди шляхом збільшення енергетичних затрат ВР на обвалення, проведені розрахунки кусковатості і вартості 1 м³ гірничої маси при зміні показника дії вибуху п від 0,8 до 3. Параметри розташування заряду ВР визначались з виразу, який описує взаємозв'язок між п та величиною ЛНО W_n в долях одиниць від ЛНО заряду нормального викиду W_n=1

. (10)

Розрахунки свідчать, що зі збільшенням п і енергетичних витрат ВР, якість дроблення не стає кращою, а витрати на вибухове подрібнення ростуть. Максимально енергія ВР використовується при п=0,8 (заряд розпушення), тому що при цьому відсутні затрати енергії на інші форми роботи. Таким чином, доцільним є обвалення порід зарядами розпушення в поєднанні з різними способами підвищення к.к.д. вибуху. До них, у першу чергу, належать різні схеми короткосповільненого підривання, використання енергії гірського тиску при вибуховому обваленні та хвильової енергії вибуху.

Дослідження впливу глибини гірничих робіт на ефективність вибуху проводились на моделях з піщано-цементного матеріалу. Напружено-деформований стан в матеріалі моделі виникав під дією тиску 120 т преса. Результати вибуху одиночних зарядів ТЕНу при різних значеннях тиску приведені на рис. 4, з яких слідує, що зі зростанням напружено-деформованого стану середовища і розмірів зони розвантаження збільшується об'єм вибухової воронки, зменшуються енергетичні затрати ВР на відбійку, при цьому грудкуватість подрібненого вибухом матеріалу також зменшується. Отже, за рахунок корисного використання напружено-деформованого стану гірських порід при знижених витратах на буровибухові роботи, можливо значно підвищити їх ефективність.

Закономірність розповсюдження хвиль в середовищі, що знаходиться під дією неоднорідного поля статичних напружень, які змінюються градієнтно, визначалась на моделях з еквівалентного матеріалу (рис. 5). Модель-пластина з прямокутним отвором, який імітує очисну камеру і датчиками для фіксації хвиль напружень (рис. 5,а) розміщувалась в пресі. Генерування хвиль напружень здійснювалося спеціальним пристроєм (рис. 5,б) при навантаженні на модель 110⁷ Н/м².

При проведенні дослідів хвиля напружень розповсюджувалася в двох протилежних напрямках - до оголеної поверхні і від неї. Осцилограми деформації матеріалу моделі під дією хвилі напружень свідчать про те, що межа розділу розвантаження і стискаючих напружень є екраном, який відбиває вибухові хвилі. Розташування зарядів ВР в зоні розвантаження призводить до локалізації хвильової енергії вибуху в межах цієї зони, підвищення ефективності відбійки і зниження сейсмічної дії вибуху.

Питання управління напруженим станом підриваємого масиву гірських порід в межах очисного простору вирішувалось дослідженням на моделях з еквівалентних матеріалів. Моделювалась відробка камерного запасу вертикальними шарами з утворенням верхньої і нижньої підрізки шару, який відбивається. Дослідами встановлено, що випереджаюча підрізка шару призводе до утворення консолі, у межах якої рудний масив звільнений від дії стискуючих напружень, тому що глибина зони розвантаження збільшується на глибину підрізки.

П'ятий розділ присвячений розробці методики визначення показника підриваємості гірських порід С₀ і дослідженого впливу розмірів оголення на ефективність вибухових робіт.

Базуючись на тому, що після вибуху діаметр тієї частини шпура, яка залишилась за межами вибухової воронки збільшується під дією сил всебічного тиску і, що неоднорідність гірських порід (шаруватість, тріщинуватість та інше) виявляє менший вплив на параметри стакана в порівнянні з впливом на параметри вибухової воронки, розроблена методика визначення показника С₀.

Статичною обробкою заміряних діаметрів стаканів і параметрів вибухових воронок, отриманих в результаті підривання одиночних шпурових зарядів, отримані залежності відносного діаметра стакана d_зп/d_з від коефіцієнта міцності порід по шкалі проф. М.М. Протод'яконова (f)

, (11)

і показника С₀ від відношення d_зп/d_з

, (12)

де

d_зп - діаметр зони надмірного здрібнення (стакана);

d_з - діаметр заряду ВР;

h_max - максимальна глибина вибухової воронки.

Розроблений спосіб визначення показника С₀ характеризується низькою трудоємкістю і високою точністю, а також відсутністю спеціальних експериментальних робіт. Для визначення показника С₀ достатньо один із врубових шпурів вибурити на 0,5 м глибше інших і в результаті замірів діаметра стакана встановити величину С₀.

При відсутності експериментальних даних величина С₀ , відносної граничної довжини торцевого заряду l_гр/d_з і відносної довжини недозаряду можливо визначити по емпіричних залежностях

; (13)

; (14)

. (15)

Значення коефіцієнта варіації та індексу кореляції, які наведені в табл. 1, свідчать про задовільну точність і стійкий зв'язок.

Таблиця 1

№ залежності	Коефіцієнт варіації	Індекс кореляції
11	0,66	0,91
13	0,58	0,72
14	0,54	0,83
15	0,60	0,76

Спільним в технології проведення виробок і утворення компенсаційних просторів є те, що відбійка здійснюється на оголену поверхню обмежених розмірів. Колонкові заряди ВР при цьому працюють в умовах затиску, що обумовлює збільшення енергетичних витрат ВР на відбійку. Залежність відносної ЛНО W=W/d_з від ширини оголення В описується виразом

. (16)

Перевірка виразу проводилась при розрахунках параметрів розташування врубових шпурів, а також свердловинних зарядів при промислових дослідах по відрізці ПС від масиву гірських порід методом попереднього оконтурювання. Результати підривання підтвердили високу точність визначення відносної ЛНО по виразу (16).

Експеримент по відрізці ПС на шахті ім. Кірова, в господарчому орту 11 на гор.885 м в породах міцністю 14-16 проводився в три етапи. Для перевірки технології використаний метод попереднього оконтурювання. На першому етапі робіт були встановлені раціональні параметри розташування відрізних свердловин і конструкція заряду.

В результаті підривання відрізних свердловинних зарядів по контуру виробки була отримана породна пробка, яка на третьому етапі робіт вибухом зосередженого заряду ВР була виштовхнута в приймальну камеру. Таким чином встановлена доцільність утворення ПС вказаним вище способом.

Найбільш енерго- і трудомісткими процесами підземної розробки є проведення гірничих виробок і утворення компенсаційного простору.

При використанні щілинного врубу і при утворенні компенсаційної щілини розширення первинного оголення проводиться в одному напрямку. Незмінні розміри оголення в обох випадках обумовлює постійність коефіцієнта затиску і параметрів відбійки з підвищеними енергозатратами. Враховуючи недоліки традиційного способу розширення первинного оголення, і, базуючись на принципі доцільності застосування площинного способу, розроблено паспорт утворення врубової порожнини з подвійним спіральним врубом, ефективність використання якого перевірена в умовах шахти ім. Орджонікідзе при проведенні виробок в породах міцністю 18-20 і вище. В порівнянні з застосовуваним раніше клиновим врубом, подвійний спіральний вруб дозволив підвищити коефіцієнт використання шпурів (КВШ) з 0,65 до 0,85-0,9 і істотно підвищити ефективність проведення виробок.

Вище приведена аналогія між процесами утворення врубової порожнини і відрізної щілини дозволяє моделювати процес утворення компенсаційного простору в натурних умовах, при цьому, в результаті експерименту можливо отримати кількісні результати, а не якісну картину.

Досліди показали, що на руднику ім. Кірова, при суміщенні бурового горизонту з горизонтом доставки, застосування подвійного спірального врубу при утворенні компенсаційного простору, забезпечує скорочення сумарної довжини свердловин на 30% і відповідне зниження витрат ВВ.

Принцип площинного розширення відрізного підняттєвого може бути використаний і при поверховій відробці блоків. Утворення компенсаційної порожнини зустрічно-спрямованими воронками дозволяє істотно підвищити ефективність буровибухових робіт при розширенні первинного оголення. Новизна розроблених способів відбійки в умовах вузького очисного простору захищена трьома патентами України.

В шостому розділі досліджувалися питання використання хвильової енергії вибуху. Асиметричний характер розповсюдження хвильової енергії в процесі детонації колонкового заряду призводе до того, що максимальна її кількість випромінюється в напрямку розповсюдження детонації. Для отримання кількісних даних по впливу напрямку розповсюдження детонації на ефективність вибуху колонкових зарядів ВР на ш. “Гігант” гор. 710 м, польовий штрек у районі 96 осі в гранітах міцністю 15-18 були проведені полігонні досліди. Дослідження проводились при орієнтації колонкових зарядів ВР як паралельно, так і перпендикулярно оголеній поверхні. Підриванням торцевих зарядів була перевірена ефективність їх вибуху і утворена ніша глибиною 3,5 м з розмірами поперечного перерізу 2,42,4 м, бокова поверхня якої слугувала оголенням для шпурових зарядів ВР, розташованих паралельно до неї.

Для проведення досвідів були розраховані та експериментально перевірені слідуючі параметри розташування зарядів ВР - довжина - 1,5 м, відстань між ними - 0,6 м. Встановлено, що відбійка торцевими зарядами забезпечує покращення якості подрібнення в 1,4-1,8 рази, що обумовлено корисним використанням енергії детонаційних і вибухових хвиль і різким збільшенням сумарної, знову утвореної поверхні.

Промислова перевірка ефективності вибуху і підривання торцевих зарядів проводилася на шахтах “Жовтнева” та ім. Орджонікідзе при проведенні горизонтальних і вертикальних виробок. В результаті виконаних досліджень, розроблений паспорт буровибухових робіт з використанням воронкоподібного врубу. Встановлено, що в породах міцністю 10 балів використання воронкоподібного врубу при проведенні виробок, з розмірами поперечного перерізу 2,62,3 м, дозволяє зменшити сумарну глибину комплекту шпурів на 4,6 м і витрати ВР на 5,8 кг - на заходку глибиною 1,5 м.

Воронкоподібний вруб впроваджений на ш. ім. Орджонікідзе при проведенні виробок площею перерізу 4 м² і 2,25 м², при цьому питомий економічний ефект відповідно склав 9,01 і 7,51 грн./м³. Новизна рішення захищена патентом України.

Дослідження ефективності проведення підняттєвих виробок секційним підриванням свердловинних зарядів свідчать, що збільшення розмірів їх поперечного перерізу до значень, що виключають явище затиску, дозволяє в 3-4 рази збільшити довжину секції, у 5-8 разів знизити питомі витрати ВР на відбійку і відповідно цьому зменшити кількість підривань і затрати на двосторонню забійку інертними матеріалами.

Таким чином, на відміну від традиційного способу утворення відрізної щілини, компенсаційний простір може бути утворений секційним підриванням торцевих свердловинних зарядів на горизонтальну підсічну камеру при енергетичних затратах вибухових речовин, рівних затратам на масове обвалення.

При цьому зменшується довжина горизонтальних відрізних виробок і відпадає необхідність проведення відрізного підняттєвого. Крім цього, обвалення масиву гірських порід віялами торцевих свердловинних зарядів розпушення дозволяє в 1,4 рази знизити їхню сумарну довжину в порівнянні із зарядами нормального викиду.

Порівняння із широко розповсюдженим у зарубіжній практиці способом обвалення руди сферичними зарядами (метод VСR) свідчить, що ефективність торцевих зарядів значно вища. При однакових параметрах розбурювання, торцеві заряди розміщуються в свердловинах діаметром 0,1 м, а сферичні - 0,25 м, при цьому товщина підриваємого торцевими зарядами шару в 2 рази більша. Використання торцевих зарядів ВР забезпечує зниження в 1,5-2,5 рази затрат на буріння і на забійку свердловин інертними матеріалами, у 2 рази зменшується кількість вибухів і підвищується коефіцієнт використання свердловин.

Розділ сьомий присвячений дослідженням по удосконаленню процесу переробки сирої руди. До теперішнього часу на шахтах ВАТ “КЗРК” використовують технологію переробки, котра базується на різних характеристиках міцності руди і примішаних порід. На основі генерального опробування гірничої маси, яка подається на дробильно-сортувальну фабрику (ДСФ) шахт і аналізу технологічних ліній переробки встановлено, що технологічні лінії не адаптовані до умов конкретної шахти.

Ефективність переробки сирої руди визначається ефективністю її розсіювання на грохотах. Недосконала конструкція грохотів, які використовуються, призводить до втрат аглоруди у відходах (скиді) і до підвищеного в аглоруді вмісту фракції +8(10) мм, а замкнута схема подрібнення в каскаді дробарок - до надмірного здрібнення аглоруди, підвищеному вмісту фракції - 0,25 мм і витрат електроенергії. Для підвищення якості аглоруди і зниження вмісту в ній фракцій +8 мм і -0,25 мм, а також зниження енергозатрат на переробку, технологічні лінії ДСФ шахт були модернізовані.

Модернізація схеми переробки проводилась шляхом заміни одноярусних грохотів на розроблені багатоярусні з похилими розсіваючими поверхнями. Розроблені багатоярусні грохоти типу ГВ-3Я пройшли промислові випробування і успішно експлуатуються на ДСФ шахт ВАТ “КЗРК”, рудника ім. Кірова та Запорізького ЗРК. Новизна рішення захищена патентами України і Росії.

Для подальшого підвищення якості аглоруди з одночасним збільшенням її виходу в технологічну схему ДСФ шахт введені елементи збагачувальної переробки. До них відносяться радіометричний сепаратор для відбору кусків руди +50 мм та сепаратор сухого магнітного збагачення. Магнітний сепаратор з постійними магнітами високої енергії призначений для збагачення надрешіткового продукту крупністю 10-50 мм після дробарки дрібного подрібнення.

Розроблений варіант переробки сирої руди, у порівнянні з прийнятою в теперішній час схемою, забезпечує збільшення виходу аглоруди на 4,35% з одночасним збільшенням в ній вмісту заліза на 0,35% (абс.).

Новизна способу сухого магнітного збагачення і конструктивні особливості сепаратора на постійних магнітах захищені патентами України.

У восьмому розділі викладена економічна ефективність від упровадження результатів дослідження, котрі пройшли широкі промислові випробування і частково впроваджені на шахтах Криворізького басейну. При проведенні гірничих виробок паспорти буровибухових робіт із подвійним спіральним і воронкоподібним врубом випробувані і упроваджені на шахті ім. Орджонікідзе. Відбійка руди торцевими зарядами перевірялась в різних гірничотехнічних умовах з 1984 р. по 1999 р. При відбійці на горизонтальний компенсаційний простір на шахтах ім. Фрунзе та “Гвардійська”, на відрізну щілину на шахті “Жовтнева”, у затисненому середовищі на шахті “Першотравнева”. В 2000 році цей спосіб відбійки впроваджений на шахтах ВАТ “КЗРК” і на ВАТ “Суха балка”.

Сумарний економічний ефект від часткового упровадження зазначених результатів досліджень приведений в таблиці 2.

Таблиця 2. Економічна ефективність упровадження результатів досліджень

№ п/п	Місце упровадження	Заходи	Питомий економічний ефект	Об'єм упровадження	Економічний ефект, тис. грн.
1	ш. ім. Орджонікідзе ЦГЗК	проведення виробок	13,99 грн./м3	4316 м3	60,39
2	ВАТ “КЗРК” - ВАТ “Суха балка”	від бійка торцевими зарядами	0,649 грн./т	1235,8 тис. т	801,6
3	ВАТ “КЗРК”	грохоти ГВ-3Я	126,728 тис.грн/1грох	8	1013,8
Всього: 1875,8

Висновки

Дисертація є закінченою науково-дослідною роботою, у якій здійснено теоретичне узагальнення і вирішена актуальна науково-практична проблема підвищення якості залізорудної продукції та показників роботи шахт за рахунок підвищення кількісних і якісних показників видобутку, що досягається відгородженням очисного простору від порід “плаваючою” стелиною, яка представляє собою міжповерховий цілик, відокремлений від оточуючих його порід. Це дозволяє максимально зберегти природну якість добутої руди і підвищити рентабельність за рахунок підвищення ціни й об'єма виробництва аглоруди при незмінній виробничій продуктивності шахти (підприємства), а також зниження собівартості видобутку і переробки руди.

Рішення цієї проблеми має важливе народногосподарське і соціальне значення, тому що забезпечує підвищення ефективності підземної розробки родовищ на великих глибинах, що вельми актуально для гірничо-видобувної промисловості України.

Основні наукові і практичні результати дослідження:

1. Підвищення якості залізорудної продукції і показників роботи шахти є комплексною проблемою для вирішення якої необхідний системний науковий підхід, при цьому основні процеси розглядаються як технологічна і організаційна сукупність. При цьому слід враховувати, що гірничовидобувні підприємства працюють при дефіциті фінансових, енергетичних та матеріальних ресурсів. Тому, в першу чергу, необхідно удосконалювати ті технологічні процеси, які на теперішній час мають основний вплив на якісні і технологічні показники і не потребують значних інвестицій на їх удосконалення.

2. На підставі виконаних теоретичних і дослідно-експериментальних робіт науково обґрунтована технологія очисних робіт і сконструйована нова система розробки з поверховим випуском руди під захистом “плаваючої” стелини з центрального випускного отвору, рівень розташування якого знижується на висоту випускаємого шару і з відбійкою руди торцевими зарядами розпушення.

3. Встановлено, що під “плаваючою” стелиною формується технологічний простір, при цьому площа її оголення дорівнює площі основи воронки випуску і може в широких межах регулюватися при підповерховій відробці блоків з поверховим випуском руди через центральну випускну виробку шляхом змінення її діаметра і висоти підповерху.

4. Встановлено, що “плаваючу” стелину в процесі опускання можна розглядати в якості випускного отвору для обвалених порід і навантаження на неї в процесі переміщення визначається вагою частини порід, які знаходяться в межах склепіння нестійкої рівноваги. При цьому питомий тиск на “плаваючу” стелину в 5-6 разів менший в порівнянні з цим показником на нерухому стелину камери.

5. Доведено, що місце розташування центральної випускної виробки визначається кутом падіння рудного тіла . При =90 вона розміщується в центрі блоку (панелі), при 6090 вона зміщується в напрямку лежачого боку, а при =60 випускна виробка рудного тіла. розташовується безпосередньо на лежачому боці рудного тіла.

6. Новизна способу розробки з випуском руди під захистом "плаваючої" стелини обумовлена тим, що:

- нерухомий міжповерховий цілик перетворюється в рухому перепону - "плаваючу" стелину, яка знаходиться на границі розділу середовищ "руда-пуста порода";

- відпадає необхідність в міжкамерних ціликах, завдяки тому, що їх роль виконують піддатливі відкоси обваленої руди, які оточують технологічний простір під "плаваючою" стелиною;

- випуск руди проводиться через один випускний отвір або через центральну випускну виробку;

- в очисному просторі руда до випускного отвору переміщується під дією сил тяжіння внаслідок чого значно зменшується довжина доставки на прийомному горизонті.

В цілому спосіб розробки з випуском руди під захистом "плаваючої" стелини забезпечує зниження втрат і засмічення руди в 1,5-1,8 рази. питомих витрат підготовчо-нарізних робіт в 2-3 рази і підвищення продуктивності одставки в 2 рази.

7. Розроблено й експериментально перевірено експрес-метод визначення показника підриваємості порід С₀, яким комплексно враховуються фізичні властивості порід і енергетичні характеристики вибухових речовин, що забезпечує їх взаємозв'язок при проектуванні. Величина С₀ визначається по діаметру зони надмірного здрібнення (стакана) утвореної вибухом колонкового заряду. Отримані залежності показника С₀ від діаметра заряду і від міцності порід, а також залежності діаметра “стакана”, граничної довжини торцевого заряду і довжини недозаряду від міцності порід, які забезпечують високу точність визначення вище зазначених показників (похибка не перевищує 10-12%).

8. Доведено, що в умовах затиску площинне розширення первинного оголення забезпечує інтенсифікацію процесу утворення врубових і компенсаційних просторів, зменшення обсягу бурових робіт і витрат ВР в 1,3-1,5 рази. Отримано вираз для визначення параметрів розташування колонкового заряду паралельного оголенню обмеженої ширини, що дозволяє проектувати відбійку як при проведенні виробок, так і при масовому обваленні руди.

9. Експериментально доведено, що ефективність вибуху торцевих зарядів у 1,5-1,8 рази вища, ніж сферичних і колонкових зарядів, розташованих паралельно оголенню. Відбійка торцевими зарядами розпушення забезпечує зниження обсягу бурових робіт і енергетичних затрат ВР на 30-40% і витрат бурових виробок у 1,3-1,5 рази.

10. Проведення центральної випускної виробки з розмірами поперечного перерізу, які виключають виникнення затиску і її використання в якості компенсаційної порожнини приводить до одностадійного обвалення руди при одночасному зменшенні витрат відрізних виробок, зниженні енергетичних витрат ВР і собівартості відбійки.

11. Експериментально доказано, що використання обсягу бурових робіт і затрат вибухових речовин досягається за рахунок використання енергії гірського тиску і локалізації хвильової енергії в межах відбиваємого шару завдяки відбиттю вибухових хвиль від границі розділу зон розвантаження і стискаючих напружень при цьому має місце істотне зниження сейсмічної дії вибуху.

12. В комплексі, обвалення руди торцевими зарядами, використання хвильової енергії вибуху і енергії гірського тиску забезпечує різке підвищення к.к.д. підривання, ефективну відбійку руди зарядами розпушення і на 40-50% зниження затрат на буровибухові роботи при очисному вийманні.

13. На основі виконаних досліджень, розроблена методика визначення параметрів буровибухових робіт торцевими зарядами, у якій враховано вплив фізичних властивостей порід, напружений стан масиву і особливості розповсюдження вибухових хвиль в середовищі, яке знаходиться під впливом неоднорідного поля статичних напружень.

14. Встановлено, що технологічні схеми переробки сирої руди не адаптовані до умов конкретних шахт, тому при модернізації технологічних ліній пріоритетними є схеми, переважно грохотіння, що дозволяє знизити кількість дробарок і енергомісткість переробки. Розроблено та перевірені в промислових умовах багатоярусні грохоти, конструкція яких дозволяє зменшити на 1,8-3,4% втрати аглоруди, поліпшити її якість і знизити питомі витрати електроенергії з 0,73 кВтгод./т до 0,41 кВтгод./т .

Особистий внесок здобувача полягає у формулюванні мети, ідеї і задач дослідження наукового і практичного значення роботи, висновків і рекомендацій в розробці методики досліджень, в теоретичному, експериментальному, і науково-методичному обґрунтуванні технологічних рішень, в розробці технології випуску руди під захистом “плаваючої” стелини через центральну випускну виробку у визначенні величини питомого тиску на стелину, у встановленні раціональної висоти випускаємого шару, і розміщення випускної виробки в залежності від кута падіння рудного тіла, в науковому керівництві і безпосередньому виконанні досліджень, у встановленні залежностей показника підриваємості гірських порід від діаметра зони надмірного здрібнення (“стакана”) і міцності порід, а також залежностей відносної граничної довжини торцевого заряду ВР, довжини недозаряду, від міцності порід, залежності відносної величини ЛНО від ширини оголення, в розробці способу відбійки торцевими зарядами і раціональної схеми переробки сирої руди з пріоритетом процесів грохочіння над процесами подрібнення.

Основні положення та результати дисертації опубліковані в роботах

1. Капленко Ю.П., Колосов В.А. Моделирование технологии очистной выемки, обеспечивающей повышение показателей извлечения руды. - Кривой Рог: Минерал, 2000. - 177 с.

2. Качество минерального сырья / А.А. Азарян, В.А. Колосов, Л.А. Ломовцев, А.Д. Учитель / - Кривой Рог: Минерал, 2001. - 203 с.

3. Колосов В.О. Підвищення якісних показників видобутку руди при поверхово-камерних системах розробки. // Відомості Академії гірничих наук України. - Кривий Ріг: Мінерал. - 1997. - №2. - С.64-65.

4. Колосов В.О. Перспективні напрямки розвитку підприємств підземного Кривбасу // Відомості Академії гірничих наук України. - Кривий Ріг: Мінерал. - 1997. - №3. - С.42-47.

5. Колосов В.О. Зниження втрат руди при відробці міжповерхових ціликів // Відомості Академії гірничих наук України. - Кривий Ріг: Мінерал. - 1998. - №1. - С.47-49.

6. Колосов В.А. Определение параметров расположения колонкового заряда при взрыве на обнаженную поверхность ограниченной ширины (в зажиме) // Разраб. руд. месторожд. - Кривой Рог: КТУ. - 1999.- Вып. 68. - С.24-29.

7. Колосов В.А. Возможности повышения качества железных руд подземной добычи в Кривбассе // Горный журнал. - М.: 1999, - №10. - С.28-29.

8. Колосов В.О. Про виробничо-технічну ситуацію та перспективи діяльності гірничорудної підгалузі // Металлургическая и горнорудная промышленность. - Днепропетровск: - 2000. - №2. - С.80-82.

9. Колосов В.А. Лабораторные исследования действия взрыва в статически напряженной среде // Разраб. руд. месторожд. - Кривой Рог: КТУ. - 2000. - Вып.71. -С.21-24.

...