Обоснование и разработка технологии взрывных работ, обеспечивающей устойчивость горных выработок при комбинированной отработке рудных месторождений
На правах рукописи
ИСМАИЛОВ ТАХИР ТУРСУНОВИЧ ОБОСНОВАНИЕ И РАЗРАБОТКА ТЕХНОЛОГИИ ВЗРЫВНЫХ РАБОТ, ОБЕСПЕЧИВАЮЩЕЙ УСТОЙЧИВОСТЬ ГОРНЫХ ВЫРАБОТОК ПРИ КОМБИНИРОВАННОЙ ОТРАБОТКЕ РУДНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ Специальность – 25.00.20 –«Геомеханика, разрушение горных пород, рудничная аэрогазодинамика и горная теплофизика»
Автореферат диссертации на соискание ученой степени доктора технических наук
Москва 2010
Работа выполнена в ГОУ ВПО «Московский государственный горный университет» Научный консультант доктор технических наук, профессор Белин Владимир Арнольдович
Официальные оппоненты:
доктор технических наук, профессор, Казаков Николай Николаевич доктор технических наук, профессор, Барон Всеволод Лазаревич доктор технических наук, профессор, Ломоносов Геральд Георгиевич Ведущая организация – ФГУП «Гипроцветмет» (г.Москва)
Защита состоится 24 февраля 2010 г. в 13 часов 00 мин. на заседании диссертационного совета Д212.128.05 при Московском государственном гор ном университете по адресу: г.Москва, Ленинский проспект, 6.
С диссертацией можно ознакомиться в библиотеке Московского госу дарственного горного университета.
Автореферат разослан 2010 г.
Ученый секретарь совета, докт. техн. наук Мельник Владимир Васильевич
ОБЩАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА РАБОТЫ
Актуальность темы. С увеличением глубины разработки рудных место рождений открытым способом до предельно экономически целесообразной ве личины и необходимостью конверсии технологии добычи на подземный спо соб усложняются горно-геологические и горнотехнические условия работ, по вышается обводненнос ть и трещиноватость геоматериалов, увеличиваются объ емы добычи разубоживающих горных пород, уменьшается ширина рабочих площадок уступов карьера, растет влияние глубины карьера на сопротивляе мость руд взрывному разрушению и т.п.
В этих условиях значительно возрастают требования к технологии буро взрывных работ, применяемым взрывчатым веществам, сохранности рудо вмещающих массивов и земной поверхности над ними, горных выработок карь ера и подземного рудника при сейсмическом воздействии одновременно взры ваемого большого количества взрывчатых веществ в карьере и на руднике.
Регламенты проектирования и производства взрывных работ на карьерах и подземных рудниках недостаточно полно учитывают совместное влияние глубины разработки и физико-механических характеристик массива горных по род на параметры отбойки, что снижает показатели взрывного разрушения и понижает устойчивость рудовмещающего массива, расположенных в нем тех нологических объектов и земной поверхнос ти.
Поэтому обоснование технологии и параметров взрывной отбойки с уче том их воздействия на окружающую среду при комбинированной отработке рудных месторождений является весьма актуальной научной проблемой.
Цель работы: обоснование и разработка технологии взрывных работ, обеспечивающей устойчивость горных выработок, на основе учета закономер ностей изменения взрываемости рудовмещающего массива в условиях сложно го напряженного состояния горных пород, создаваемого комбинированной от работкой рудного месторождения.
Основная идея работы заключается в использовании выявленных зако номерностей изменения физико-технических свойств рудовмещающего масси ва пород с увеличением глубины разработки месторождения для обоснования параметров взрывных работ.
Основные защищаемые научные положения:
1. Напряженно-деформированное состояние рудовмещающих пород на глубоких горизонтах карьера приводит к образованию трех зон, отличающихся величиной радиальных компонент напряженного состояния пород и необходи мым удельным расходом взрывчатых веществ (ВВ) для обеспечения заданного качества дробления горных пород.
2. В зоне предельной глубины карьера относительный удельный расход ВВ зависит от глубины разработки, относительной вязкости и трещиноватос ти пород и изменяется от этих факторов по с тепенному закону, возрастая с увели чением глубины разработки.
3. При совмещении открытых и подземных работ отбойку руды в карьере и на подземном руднике следует производить раздельно с удельным расходом ВВ, не превышающим 1,2 кг/м3, а интервалы замедления между зарядами на открытых и подземных работах не должны превышать 25-35 мс.
4. При массовой подземной отбойке руд интенсивность величины дина мических напряжений, возникающих при взрыве, прямо пропорциональна пре дельно допус тимой скорости смещения массива горных пород, коэффициенту ослабления массива и плотности пород в степенной зависимости.
5. Рациональные параметры взрывных работ в зоне перехода горных ра бот с открытого способа на подземный определяются по деформационному критерию устойчивости массива горных пород обеспечивают минимизацию не гативного воздействия горных работ на окружающую среду и улучшают пока затели эксплуатации рудных месторождений.
Методы исследований: анализ литературных источников и результатов ранее выполненных исследований, данных практики и патентной информации;
научное классифицирование;
теоретические обоснования;
аналитические рас четы с использованием информационных технологий;
экспериментальные ис следования в лабораторных и производственных условиях;
графоаналитические построения и технико-экономический анализ.
Обоснованность и достоверность научных положений и выводов дис сертационной работы обеспечиваются проведением необходимого объема тео ретических и экспериментальных исследований;
соответствием результатов расчетов данным лабораторных и промышленных экспериментов и практики;
выполнением необходимых технологических проработок;
апробацией получен ных результатов и использованием основных положений работы на производ стве.
Научная новизна работы состоит в том, что впервые:
1. Выявлена закономернос ть распределения радиальных напряжений в рудовмещающем массиве с образованием зон, различающихся величиной на пряжений и удельным расходом ВВ на взрывную отбойку и позволяющих про гнозировать устойчивость массива.
2. Установлен механизм выведения элементарных породных блоков из зацепления радиальными напряжениями в массиве, зависящими от изменения величины горного давления с глубиной горных работ.
3. Определена закономернос ть изменения относительной вязкости взры ваемых пород, влияющей на сопротивляемость их дейс твию взрыва с ростом горного давления с глубиной горных работ.
4. Выявлен механизм возникновения в массиве остаточных деформаций, ослабляющих массив вплоть до потери ус тойчивости целиков и искусственных массивов.
5. Экспериментально обоснована гипотеза о возникновении на контуре искусственных целиков сжимающих и растягивающих напряжений, превы шающих величину напряжения на фронте взрывной ударной волны и достаточ ных для разрушения их приконтурной час ти массива.
6. Уточнено теоретическое положение о разрушении массива с экрани рованием взрывной волны, что позволяет резко снизить интенсивность сейсми ческого воздействия взрыва, или при той же интенсивности изменять вес взры ваемого заряда ВВ в замедлении.
Научное значение состоит в оптимизации технологии взрывной отбойки руд при комбинированной отработке месторождений полезных ископаемых на основе рационального использования энергетических затрат в переходной зоне с учетом изменения свойств взрываемости рудовмещающего массива, позво ляющих повысить эффективнос ть добычи горной массы и улучшить экологиче скую обстановку в районе горных работ.
Практическое значение диссертации заключается в разработке:
- методов расчета удельного расхода ВВ с учетом изменения глубины горных работ и свойств рудовмещающего массива, обеспечивающих требуе мую интенсивность и качество дробления скальных пород и минимизацию сейсмического влияния взрывной отбойки на устойчивость земной поверхнос ти и горных объектов.
- методики расчета оптимальной длины заряда и недозаряда скважин, по зволяющей равномерно распределить энергию заряда ВВ в разрушаемом мас сиве подэтажа.
- рекомендаций по ведению взрывных работ при совмещенной схеме от работки рудных месторождений, обеспечивающие устойчивость подземных горных выработок.
Реализация результатов работы. «Рекомендации по научному обеспе чению взрывной отбойки с учетом свойств рудовмещающего массива и глуби ной разработки» приняты ФГУП «Гипроцветмет» в качестве основы для проек тирования технологии разработки месторождений. Основные положения дис сертации используются в учебном процессе в МГГУ, РГГРУ, СКГМИ и МГОУ.
Апробация работы. Основные научные положения и результаты иссле дований докладывались на научных конференциях «Наука и новейшие техно логии при освоении месторождений полезных ископаемых на рубеже XX - XXI веков» и Международной конференции «Новые идеи в науках о Земле» (МГГРУ, 2002-2006 гг.), на научных симпозиумах «Неделя горняка» (МГГУ, 2000-2006 гг.), Всероссийской научной конференции (с международным уча стием) «Проблемы геологии и разведки месторождений полезных ископае мых», Томск, 2005, Уральской горнопромышленной декаде (Екатеринбург, 4 14 апреля 2005 г.), V Международной конференции «Ресурсовоспроизводящие, малоотходные и природоохранные технологии освоения недр» (Москва - Кы зыл-Кия, 18-22 сентября, 2006 г.).
Публикации. По результатам выполненных исследований опубликовано 51 научных работ, в т.ч. 1 монография и 30 научных статей, изданных в журна лах и изданиях по перечню ВАК Минобрнауки России.
Структура и объем работы. Диссертационная работа состоит из введе ния, пяти глав, заключения, изложенных на 225 страницах машинописного тек ста, содержит 37 рисунков, 24 таблицы, библиографический список из наименований источников информации.
Основное содержание работы
При конверсии способа разработки месторождения полезных ископае мых, например на комбинированный способ, возникает проблема поиска ре зервов для сохранения производственной мощности горного предприятия. Для ее решения существующие технологии добычи исследуют на применимос ть при альтернативном способе разработки.
Современное состояние открытых горных работ характеризуется услож нением горно-геологических условий разработки, обусловленных прежде всего увеличением глубины карьеров и вовлечением в добычу бедных руд. Особенно четко эта тенденция выражена при разработке рудных месторождений. Руды, являющиеся сырьем для подавляющего числа отраслей промышленности, отно сятся к категории невоспроизводимых ресурсов. Поэтому проблема оптимиза ции технологии буровзрывных работ (БВР) с учетом влияния усложняющихся факторов разработки на эффективность выемки руд с помощью энергии взрыва и охраны массивов и сооружений в них от сейсмического действия взрывов на карьере и подземном руднике становится более актуальной.
Вопросам совершенствования технологии взрывной отбойки на карье рах в отечес твенной и зарубежной практике посвящено значительное число исследований. Наибольший вклад в решение задач качес тва и безопасности взрывной отбойки внесен работами акад. Мельникова Н. В., Ржевского В.В., Адушкина В. В., Трубецкого К. Н., чл.-корр. Каплунова Д.Р., проф. Ломоносо ва Г.Г., Демидюка Г. П., Викторова С.Д., Кутузова Б. Н., Барона В.Л., Белина В. А., Казакова Н. Н., Тарасенко В. П., Крюкова Г.М., Гончарова С. А., Мангу ша С.К. и других ученых.
Для месторождений, отрабатываемых открытым способом, существен ным резервом расширения сырьевой базы являются руды, залегающие за про ектными контурами карьеров: вблизи бортов, под дном и в относительно не больших изолированных рудных телах. Опыт извлечения запасов руд за конту рами карьеров указывает на перспективность их доработки подземным спосо бом.
Деятельнос ть горнодобывающих предприятий, вызывающая нарушение природного равновесия, генерирует проблемы охраны окружающей среды. При подземной разработке рудных месторождений основным требованием стано вится сохранность земной поверхности. Радикальное решение вопросов рацио нального использования минеральных ресурсов и охраны окружающей среды при подземной добыче руд обеспечивают технологии с закладкой выработанно го пространс тва твердеющими смесями. Такие технологии дают возможность:
вскрытия приконтурных запасов руд с бортов и дна карьера, использования вскрышных пород для приготовления закладки и использования карьерных коммуникаций для транспортирования руды.
Реализация указанных преимуществ возможна только при рациональном ведении буровзрывных работ на научной основе. При разработке научных ос нов конверсионных технологий к основным задачам исследований относятся:
1.Анализ опыта БВР при комбинированной разработке месторождений.
2.Исследование эффективности взрывной отбойки в зоне конверсии.
3.Исследование сейсмического воздействия взрыва на ус тойчивость ру довмещающих массивов и технологических сооружений в нем.
В последние два дес ятилетия на основании комплексных исследований разработаны технологии, обеспечившие уменьшение выхода негабарита и управляемое воздействие взрывных работ на окружающую среду, разработа ны новые схемы взрывания с использованием средств замедления взрывания, уменьшено число отказов и другие положительные эффекты. В пос ледние 5-7 лет раз работаны научные ос новы оптимиз ации расхода основных и вспомогательных материалов. Актуальность таких новаций возрастает с умень шением объемов добычи при достижении открытыми горными работами пре дельных параметров.
Несмотря на разработку методик оптимизации параметров отбойки, они не обеспечивают в полной мере надежнос ти расчетов и сущес твенного улуч шения результатов взрывных работ. В частности, недостаточно адекватно оце нивается влияние удельного расхода ВВ, типа зарядов и их расположения на рез ультаты взрывов и безопаснос ть работ. Не регламентируютс я допус тимые отклонения от проектных параметров и влияние отклонений на показа тели отбойки.
Указанные недостатки объясняются недостаточностью рекомендаций по выбору рациональной конс трукции и массы сплошных и рассредоточенных зарядов, нагруз ок на з аряды и коэффициентов их сближения в раз личных горно-геологических и горнотехнических условиях.
Нормативная величина удельного расхода ВВ не всегда учитывает ожи даемый выход негабарита, размер кондиционного куска и возможнос ти при меняемого оборудования. Не обеспечиваетс я возможнос ть регулирования размеров кусков отбитой горной массы изменением параметров отбойки.
Так, в «Технических правилах» при выборе коэффициентов сближения зарядов для пород различной трещиноватос ти даетс я единый диапазон зна чений этого показателя (от 0,8 до 1,2), рекомендации по его изменению в раз личных условиях не приводятся, хотя на практике величина этого коэффициен та изменяется в более широком диапазоне - от 0,6 до 1,4.
Природоохранная технология взрывной отбойки при открытой разработке рудных мес торождений должна учитывать природные технологические и тех ногенные факторы (рис. 1). Жирной линией выделены прямоугольники с ос новными технологическими процессами и основными характеристиками взры ваемого массива. Пунктирной линией выделен блок экологических последствий массовых взрывов на карьерах, выражающихся в сохранении ус тойчивости прикарьерного массива и горных выработок, используемых при комбинирован ном способе разработки.
Несмотря на разработку принципиально новых положений о сейсмическом действии взрывов, посвященных экспериментальному и теоретическому обос нованию критериев ус тойчивости для промышленных зданий и сооружений и для бортов карьеров, сейсмика ближней зоны изучена недостаточно полно, что имеет особо важное значение при массовых взрывах при совместной открытой и подземной разработке месторождений. Поэтому основным направлением ис следований по сейсмическому воздействию массовых взрывов является уста новление критически допус тимых деформаций и скоростей смещений для по верхностных сооружений, подземных горных выработок и искусственных це ликов.
Выемочная единица (блок, целик) Бурение скважин Установление физ-мех.
Выбор оборудования свойств отбиваемого массива Параметры выемочной Гусеничное Самоходное единицы 1. Параметры БВР Расположение зарядов Коммутационная сеть Интерв ал замедл ения скважинами в ряду и Расстояние между Глубина скважин Схема взрывания Форма зарядов между радами Выбор ВВ Пучковое Параллельное Цилиндрические Котловые 2. Заряжание Зарядными уст- Ручное ройствами 3. Взрывание Огневое Электрическое Основные характе ристики разрушения Гранулометри- Выход нега- Удельный Сохранение ус ческий состав тойчивости мас барита расход ВВ отбитой руды сива и выработок Рис. 1. Схема организации БВР при открытой разработке месторождений При подземной разработке месторождений влияние природных, техноло гических и техногенных факторов усиливается (рис. 2).
Выемочная единица (блок, камера, целик) Бурение скважин (шпуров) Определение свойств массива Выбор оборудования и НДС Параметры выемочной еди Гусеничное Самоходное Ручное ницы Цилиндрическая Параметры БВР скважинами в ряду Глубина скважин Расположение за Схема взрывания Коммутационная Расстояние между Интервал замед и между радами Форма зарядов Выбор ВВ (шпуров) рядов ления сеть Камерная Паралл ельное Веерное Пучковое Заряжание Зарядными уст- Ручное ройствами Взрывание Огневое Электрическое Основные характе ристики разруше ния Гранулометри- Выход нега- Удельный Сохранение ус ческий состав тойчивости мас барита расход ВВ отбитой руды сива и выработок Рис. 2. Схема организации БВР при подземной разработке месторождений Для решения намеченных задач устанавливали характер изменения физи ко-механических характеристик массива с ростом глубины карьера и определя ли закономернос ти изменения величины удельного расхода ВВ в зависимости от напряженно-деформированного состояния и свойств массива.
Для изучения степени разрушения от НДС выбран метод моделирования на эквивалентных материалах. Для проведения экспериментальных исследова ний изготовлена взрывная камера, внутренние с тены которой выложены рези ной. Габаритные размеры взрывной камеры: длина 1,0 м, ширина 1,0 м и высо та 1,5 м.
Для предотвращения разлета осколков взорванного цементно-песчаного блока взрывная камера снабжена запирающейся крышкой. В соответствии с принятыми условиями моделирования заряд взрывчатых веществ был пред ставлен электродетонатором ЭД-8-Э, который размещался в типовом структур ном элементе размером 0,05x0,05x0,05м3, вставленном в центре основного блока. Взрывание проводили электрическим способом с помощью взрывной машинки BMA-100/300.
Во взрывную камеру помещали песчано-цементный блок, во вспомога тельном блоке располагали электродетонатор ЭД-8-Э мгновенного действия, не подключенный к магистральному электропроводу. Горное давление моделиро вали изменением толщины слоя сухого песка, засыпанного в камеру (h = 1,2м).
После этого взрывная камера запиралась, провода от детонатора присое диняли к магистральному проводу, а магис тральный провод - к взрывной ма шинке. Ситовой анализ проводился с помощью набора сит различных номеров:
№ 0, 2, 3, 5, 10, 20, 30, 50.
Статическая нагрузка имитировала влияние горного давления на проч ность трещиноватого массива.
Значения энергоемкости разрушения для различных видов поверхностей ослабления и при различных внешних нагрузках (Р) приведены в табл. 1 (qВ энергоемкость разрушения при взрыве;
SН - площадь вновь образованной по верхности).
Таблица Моделирование энергоемкости разрушения массива Р, КПа Показатели Р0 Р1 Р Вид модели SН, м 0,424 0,975 0, 2 3 3 I qВ, Дж/м 10,57·10 4,59·10 10,41· SН, м2 0,403 0,908 0, qВ, Дж/м2 11,1·103 4,93·103 6,7· II SН, м2 1,126 1,076 0, qВ, Дж/м2 3,97·103 4,18·103 5,82· III SН, м2 0,853 1,034 1, qВ, Дж/м2 5,25·103 4,33·103 4,13· IV Моделированием установлено:
- максимальное изменение давления в диапазоне от 12 до 24 КПа соответствует ( ), глубина наиболее распространенным условиям отбойки г = 0,026 0,028 МН м разработки (высота уступа) – от 15 до 30 м;
- по мере рос та давления от 0 до 24 КПа, соответс твующего увеличению высо ты уступа до 30 м, энергоемкость возрастает в 1,2-2,1 раза, а вновь образован ная поверхнос ть разрушения уменьшается в 1,3-2,0 раза, что свидетельствует об ухудшении дробления, вызванного ростом сопротивления пород с глубиной;
-при давлении 12 КПа, соответствующем в среднем высоте уступа в натуре 15 м и рассматриваемой ориентировке поверхностей ослабления, энергоемкость раз рушения минимальна;
- с увеличением площади поверхностей ослабления степень сопротивления от дельнос тей уменьшается в 1,2-1,4 раза.
Для оценки влияния горного давления на разрушаемость горных пород предложена математическая модель действия одиночного заряда. В основу раз работанной модели положено положение о том, что трещиноватый массив по роды в зоне регулируемого дробления под действием значительного горного давления (при глубине Н 200-300м) можно рассматривать как монолитный.
Для определения влияния горного давления на развивающиеся при взрыве напряжения в массиве пород предположим, что горное давление на глубине Н в первом приближении является гидрос татическим и равным Н ( - удельный вес массива пород, МН/м3 ). Сущность предложенной математической модели сводится к отысканию полей напряжений и деформаций в среде со сферической полостью размером R, внутри которой действует давление Р1, обусловленное продуктами взрыва (соответс твует давлению, при котором начинается развитие трещин и вывод структурных блоков и отдельностей из зацепления), давление снаружи полости равно Р2 Н горному давлению на глубине Н. Решая общее дифференциальное уравнение равновесия сплошной среды, подверженной внутреннему давлению от взрыва одиночного заряда ВВ, определяем коэффи циент, характеризующий влияние горного давления на степень разрушения по род (КН ):
3 гН q = н =1+ (1) К, нq Р 3 гН 0 где qн, q0 – удельный расход ВВ при глубине Н с учетом и без учета горного давления соответственно;
Р1 – давление на контуре скважины (2000-3000 МПа в зависимости от применяемого типа ВВ).
Горное давление увеличивает остаточную прочность пород с ростом нор мального напряжения, причем максимальное увеличение прочнос ти наблюда ется у хрупких пород, поэтому при рассмотрении вопросов, связанных с оцен кой взрываемости таких пород, необходимо учитывать их пластические свойст ва, в частности вязкость. Для оценки вязкости пород с глубиной разработки (повышения горного давления пород) на величину удельного расхода ВВ с уче том гидростатического поля напряжений предложено эмпирическое выраже ние:
1, q 121 ш Вн = К= (2), Вq (1 + m г Н ) Во 16 (16 ш 1) (о+ m г Н ) где КВ – коэффициент, учитывающий изменение удельного расхода ВВ за счет изменения относительной вязкости пород;
– отношение предела прочнос ти пород на сдвиг 0 к пределу прочности на одноосное сжатие с, значение постоянно и не зависит от глубины;
– отношение предела прочнос ти пород на сдвиг 0 к прочности горной породы на сдвиг на рассматриваемой глубине i, значение 1, так как с глуби ной 0 i :
Мн ф i = 1 Н Нопт 1. (3) о= Н опт ф о Коэффициент относительного изменения удельного расхода ВВ характери зует необходимое увеличение расхода ВВ за счет влияния горного давления на относительную вязкость пород и изменяется с глубиной разработки по степен ному закону.
При подходе отработки месторождений карьером к предельной глубине происходит разгрузка массива, представляющего собой практически монолит ную среду с залеченными трещинами, имеющими минимальное раскрытие (1- мм). Разгрузка массива сопровождается «наведенными» трещинами преимуще ственно в виде вертикальных секущих трещин.
При отработке глубоких горизонтов карьеров отмечается неравномерное дробление горной массы по ширине взрываемого блока. Нами установлено, что неравномерность связана с различной степенью нарушеннос ти взрываемого блока по ширине, возникающей в результате разгрузки пород под дейс твием горизонтальных напряжений в массиве.
Для определения степени нарушенности пород на уступах разработана математическая модель напряженно-деформированного состояния массива в приближении плоской деформации для центрального сечения карьера. Для уп рощения расчета верхние уступы заменим участком борта карьера. В первом приближении примем, что массив упругий, изотропный и однородный с моду лем Юнга Е = 6·104 МПа и коэффициентом Пуассона = 0,2.
Учитывая неравномерный характер распределения напряжений, опреде ляли параметры БВР для каждой части блока пo его ширине дифференцирован но.
Рис. 3. Изолинии напряжений в массиве Задача решалась методом конечных элементов при помощи модернизи рованной программы «FEMINA». Область разбивалась на 320 элементов, точ ность вычисления напряжений 10%. На рис. 3 показаны изолинии напряжений х.
Анализ распределения напряжений, а следовательно, и интенсивности разгрузки массива с глубиной позволяет выделить характерные зоны:
- зона А - часть блока, прилегающая к откосу вышележащего уступа и равная примерно 0,2 ширины взрываемого блока, характеризуется повышенными зна чениями напряжений;
- зона Б - центральная часть блока, равная примерно 0,5 ширины взрываемого блока, характеризуется равномерным распределением значений по ширине бло ка и неоднороднос тью распределения напряжений по глубине;
- зона В - час ть блока, прилегающая к откосу взрываемого уступа и равная примерно 0,3 ширины взрываемого блока, характеризуется повышенной кон центрацией напряжений в зоне подошвы уступа.
В зоне А расчет параметров БВР и удельного расхода ВВ должен прово диться по формулам (1)-(3).
В зоне Б расчет параметров производится по обычной методике.
В зоне В при расчете параметров БВР необходимо увеличивать массу за рядов в нижней части блока (котловые решения, сдвоенные скважины и т.д.).
Установлено, что напряженно-деформированное состояние рудовме щающих пород на глубоких горизонтах карьера приводит к образованию трех зон, отличающихся величиной радиальных компонент напряженного состояния породы и необходимым удельным расходом взрывчатых веществ (ВВ) для обеспечения заданного качества дробления горных пород.
Экспериментально определено, что увеличение горного давления способ ствует повышению сопротивляемости пород и относительному перемещению отдельнос тей и элементарных блоков породы при взрыве и ухудшает качество дробления горной массы.
Закономерность изменения удельного расхода ВВ ( qп ) с глубиной описывается выражением:
qп = q 0 K н K в K т, (4) q где удельный расход ВВ для нормальных условий;
КН – коэффициент, учитывающий влияние горного давления на с тепень разрушения пород;
КВ – коэффициент, учитывающий влияние относительной вязкости пород;
КТ – коэффициент, учитывающий влияние трещиноватости.
Значение коэффициента КТ, входящего в выражение (4):
Аф f ф Кт ~, (5) Ат fт где АФ – акустический показатель трещиноватос ти на глубине более 150 м;
Ат – акустический показатель трещиноватости на глубине 150 м;
fФ – коэффициент крепости на глубине Н, м;
fт – коэффициент крепости на глубине 150 м.
Изменение характера и интенсивнос ти трещиноватости с глубиной оцени вается акустическим показателем трещиноватос ти АФ.
Для определения величины удельного расхода ВВ для предельной глуби ны с учетом напряженно-деформированного состояния пород (формула 1), из менения прочностных (формула 3), пластических свойств (формула 2) и трещи новатос ти пород (формула 5) с глубиной разработки предложена модель:
1, 1 М н A 4 Нопт 4 Н ф 3 гH 121 ш q = q 1 + опт. (6) Н (1 + m г Н) п 0 А P 3 гH 16 (16 ш 1) т (о + m г Н ) q С использованием модели (6) построены графики (рис. 4) п изменения q удельного расхода для различного типа ВВ с давлением во фронте ударных волн Р1 = 2000 МПа и Р1 = 3000 МПа с глубиной разработки для условий Го ревского месторождения: АФ/ Ат= 1,5;
= 0,356 МН/м3 ;
m = 1,5;
Нопт=150 м;
Мн= Мн Н ф Н опт 1 = 0,007 Н 0,05 1.
= 8 м;
= 0,17;
о = i = Н опт ф о Анализ формулы (6) свидетельствует, что в зоне предельной глубины карьера относительный удельный расход ВВ зависит от глубины разработки, относительной вязкости и трещиноватости пород и изменяется от этих факто ров по степенному закону.
1, Относител ьный удельный р асход ВВ, 1, 1, 1, 1, qп/qо 1, 1, 1, 1, 100 150 200 250 300 350 Глубина разработки (Н), м 1 Рис. 4. Графики изменения относительного удельного расхода ВВ (qп /q0) от глубины (Н) разработки (карьера) при различных типах ВВ с давлением во фронте ударных волн: 1 Р1 = 2000 М Па и 2 - Р1 = 3000 МПа В табл. 2-4 приведены рекомендуемые значения поправочных коэффици ентов.
Таблица Значения поправочного коэффициента КН Глубина разработки, м 100-200 200-300 300- Значение коэффициента, КН 1,05 1,10 1, Таблица Значения поправочного коэффициента КВ Глубина 100-200 200-300 300- разработки, Группа месторождений м А Б В А Б В А Б В Значение КВ 1,02 1,03 1,05 1,06 1,1 1,12 1,15 1,18 1, Таблица Значения поправочного коэффициента КТ Глубина разработки, м 100-200 200-300 300- Значение коэффициента, КТ 1,1 1,15 1, Опыт Горевского карьера показывает, что на предельной глубине 300 м увеличение удельного расхода ВВ даже до 1,4 кг/м3 вместо рекомендуемого нормами технологического проектирования 1,2 кг/м3 не улучшает качества дробления. Анализом зависимости величины линии наименьшего сопротивле ния для пород различной крепости от диаметра скважин, обеспечивающей оди наковую степень дробления руды на рудниках «Алпыс» АП Майкаинзолото и 57-й шахты Жезказганского ГМК, установлена закономерность (табл.5).
Таблица Зависимость линии наименьшего сопротивления от диаметра скважин Коэффициент Л.Н.С. при диаметре скважин, мм крепости руды 50 70 100 6-8 2,4 2,9 3,3 4, 12-14 2,0 2,4 3,0 3, 18-20 1,7 2,0 2,5 3, В табл. 6 приведен удельный расход ВВ на скважинную отбойку руды при постоянном качестве дробления на рудниках «Алпыс» АП Майкаинзолото и 57-й шахты Жезказганского ГМК.
Таблица Удельный расход ВВ при постоянном дроблении Коэффициент Диаметр скважины, Удельный расход ВВ Л.Н.С.
-3 крепости руды, f м 10 на отбойку, кг/м 50 0,30-0,35 2,4-2, 6-8 70 0,40-0,45 2,9-3, 100 0,60-0,65 3,3-3, 150 0,95 4,1-4, 50 0,40-0,45 2,0-2, 12-16 70 0,55-0,60 2,4-2, 100 0,85-0,90 3,0-3, 150 1,25-1,3 3,5-3, 50 0,6-0,65 1,7-1, 18-20 70 0,75-0,80 2,0-2, 100 1,1-1,2 2,5-2, 150 1,8-1,9 3,1-3, На этих рудниках применяли порядную схему взрывания. Отбойка велась 1-2 веерами с замедлениями между веерами в 15 мс. Расход ВВ составлял 2, кг/м3 при Л.Н.С. - 2,0м. При порядной схеме взрывания наблюдается повы шенный выход негабарита, поэтому используют схемы отбойки: с разделением веера на два полувеера и шахматным расположением скважин, врубовую схему с замедлением внутри веера и порядно-уступную.
При короткозамедленной схеме взрывание последующих зарядов следует сразу же после зарождения и прорастания в среде трещин от дейс твия ранее взорванных зарядов. Оптимален такой интервал замедлений, который равен времени образования трещин. Если интервал замедлений меньше этого време ни, требуются непроизводительные затраты энергии на раскрытие трещин. Ес ли интервал замедлений превышает время образования трещин, трещины смы каются и возникнет необходимость затрат энергии на восстановление ранее достигнутого состояния равновесия, т.е. интервал оптимального замедления яв ляется функцией свойств породы и расстояния:
ф= A n W, мс, (7) где – интервал замедления, мс;
W – длина наименьшего сопротивления;
Аn – коэффициент, учитывающий физико-механические свойства породы.
Скорость роста трещины не может превышать скорости продольной вол ны в реальной среде с учетом предела прочности пород на одноосное сжатие, поэтому Аn:
2( м) 7,5 с Ап =, (8) (1 2м) 3 у сж – плотность горных пород, кг/м3 ;
где – коэффициент Пуассона;
у сж - предел прочности пород на одноосное сжатие, МПа.
Так, оптимальный интервал замедлений между веерами для условий Го ревского месторождения составляет 25-30 мс, т.е. каждый последующий веер следует взрывать с замедлением 30 мс, а не через 15 мс по техническим услови ям.
Степень дробления зависит от диаметра скважин:
N g = 140 110 lgdc + 5,5(lgd c )2, (9) где Ng – степень дробления;
dс – средний размер куска породы определяется по предложенной с тепен ной зависимости:
1 2м 1 м, см.
dc = d Средний линейный размер куска изменяется в определенных пределах.
Например, для Горевского подземного рудника он составляет 150-300 мм. То гда степень дробления составит 85-110 (табл. 7).
Таблица Удельный расход ВВ Коэффици- Удельный расход аммонита №6 ЖВ в зависимости - ент крепо- от среднего линейного размера куска, м· сти пород Проходческие работы Подземные работы Открытые работы 50 100 150 200 300 1-3 0,71 0,57 0,48 0,43 0,36 0, 3-5 0,91 0,73 0,52 0,50 0,46 0, 5-7 1,0 0,8 0,68 0,61 0,51 0, 7-9 1,08 0,87 0,73 0,66 0,56 0, 9-11 1,18 0,95 0,81 0,73 0,61 0, 11-14 1,27 1,02 0,86 0,77 0,65 0, 14-20 1,38 1,1 0,94 0,84 0,71 0, В случае применения других ВВ данные удельного расхода умножаются на переводной коэффициент для расчета эквивалентных зарядов по идеальной работе взрыва, который равен например для детонита - 0,82, для гранулита АС 8 – 0,89.
Для улучшения качества дробления целесообразно групповое взрывание, при котором выход негабарита снижается, подчиняясь зависимости:
N = n1 exp P1, %, (10) где n1 – выход негабарита при однорядном взрывании;
N – выход негабарита по блоку, %;
Р – число последовательно взрываемых зарядов.
При взрывании четырех-пяти вееров выход негабарита может быть сни жен в 2-4 раза.
При совмещении открытых и подземных работ отбойку руды в карьере и на подземном руднике следует производить в разное время с удельным расхо дом ВВ, не превышающим 1,2 кг/м3, а интервалы замедления между зарядами не должны превышать 25-35 мс.
Для оценки характера разрушения горных пород и для определения с те пени устойчивости горных выработок и искусственных целиков проведено исследование физико-механических и упруго-пластических свойств горных пород и закладочного материала Майкаинского рудника. В блоках № 2,3, гор.220 м отобраны керновые пробы руд, вмещающих пород и закладочного материала. Для отобранных проб с помощью ультразвуковых приборов УКБ-I и УЗИС-ЛЭТИ определялась скорость продольных и поперечных волн. Объем ный вес определялся методом гидростатического взвешивания. После проведе ния этих исследований образцы испытаны на одноосное сжатие и растяжение.
По результатам лабораторных исследований определены упруго-плас тические свойства, характеризующиеся акустической жесткостью пород, модулями Юнга сдвига и объемного сжатия, константой Ляма и коэффициентом Пуассона.
По данным испытаний кернов горных пород и закладочного материала построены зависимости распространения скорости продольных и поперечных волн от прочнос ти образцов (у c ) :
С рi = А i у c + Bi, м/c;
(11) Сsi = Ci у c + Di, м/c, где С, С - скорости продольных и поперечных волн, м/с;
рi si А, B, C, D, - коэффициенты, определенные для конкретных горных по iiii род и закладочного материала.
Для выведенных зависимостей подсчитаны коэффициенты корреляции, которые изменяются в пределах 0,7-0,9, что свидетельс твует о наличии доста точно тесной связи между исследуемыми признаками.
Кусковатость взорванной горной массы зависит, в частнос ти, от схемы отбойки. Исследования рациональных схем отбойки велись в условиях Майка инского подземного рудника. В течение трех-четырех месяцев испытаны четы ре схемы отбойки: порядная, шахматная, врубовая и порядно-уступная. Наряду с изучением изменения удельного расхода ВВ на отбойку исследовали качество дробления руд. Для оценки кусковатости взорванной горной массы использова ли методы: фотопланиметрический;
обмера негабаритных кусков и косвенный по расходу ВВ на вторичное дробление.
Косвенный метод дал наиболее дос товерные данные, поскольку с его ис пользованием был проведен анализ расхода взрывчатых веществ на дробление негабаритных фракций по сменам в течение года по всем испытываемым каме рам. Наиболее приемлемые результаты дробления достигнуты при шахматной и порядно-уступной схемах отбойки с выходом негабарита соответственно 13,6 и 10,8% при расходе ВВ 1,2 и 1,1 кг/м3.
С целью равномерного размещения заряда в отбиваемом слое разработан метод определения величины заряда скважины в зависимости от ее длины и на клона. Рациональная длина заряда:
= Z L ск, м, l (12) зi i где l - длина заряда;
зi L ск - длина скважины;
Z - эмпирический коэффициент заряжания скважины, зависящий от угла i её наклона () и определяемый для полувеера с 7 скважинами:
40 Z1 = 0,85 Z2 = 0, 0 40 70 Z3 = 0,75 Z4 = 0, 0 70 90 Z5 = 0,67 Z6 = 0, = 90 Z7 = 0,81 Статистической обработкой 110 паспортов БВР установлено, что приме нение метода снижает выход негабаритных фракций на 17-20%.
Увеличение удельного расхода ВВ на веер до 1,1 кг/м3 уменьшало выход негабарита до 6-8%. Дальнейшее насыщение разрушаемого объема взрывчаты ми веществами увеличило выход негабарита. Для рассмотренных условий ми нимальным является выход негабарита 6-8%. Этот предел обусловлен струк турными особенностями горного массива. Для данного класса пород рацио нальная величина расхода ВВ равна 1,1-1,15 кг/м3, а линия наименьшего сопро тивления - 2,5-3,0 м.
Наиболее перспективна порядно-уступная схема с расположением сква жин в соседних веерах в шахматном порядке. С интервалом замедления 1 или без замедления на отрезную щель взрывают половину ближайшего веера. Далее с интервалом замедления 2 взрывают вторую половину первого и первую по ловину второго вееров скважин и т.д. Для выравнивания линии забоя в послед нюю очередь взрывают оставшиеся скважины последнего веера с интервалом замедления 5. Образуется дополнительная открытая поверхнос ть, длина кото рой равна линии наименьшего сопротивления. Для данной схемы определена рациональная величина интервалов замедлений, составляющая 25-35 мс. Сред ний расход ВВ составил 1,15-1,2 кг/м3 ;
выход негабарита - 10-12%;
объем буро вых работ снизился в 1,5 pаза, a выход руды с 1 м скважины увеличился на 20 – 30%.
Рекомендованы сейсмически безопасные технологии, решающие сле дующие задачи:
1. Управление смещением элементов массива в зависимости от расстоя ния, массы взрываемого заряда, пространственной сосредоточенности и углов ориентации зарядов, прочностных характеристик пород, режимов короткоза медленного взрывания и расстояния подземных выработок от земной поверх ности.
2. Непревышение допус тимых для охраняемых объектов скорости коле баний и прогноз уровня сотрясений в заданных пределах.
Разработаны мероприятия, позволяющие уменьшить с тепень воздействия сейсмических взрывных волн на массив горных пород (рис. 5).
При моделировании воздейс твия массовых взрывов на устойчивость гор ных выработок и искусственных массивов применялась аппаратура:
- в качестве регистрирующих приборов - магнитоэлектрические осцил лографы H-700 и H-04I с набором гальванометров типа M001-3 и M001-4;
- в качестве приемников колебаний - датчики типа CB-30, CB-1-30, СМВ-30.
Эколого-организационные ме роприятия по охране объе ктов от де йствия взрывов Объекты охраны Борта карьера и Поверхностные Подземные Целики земная поверх сооружения горно- выработки ность го предприятия Методы охраны Управление энер Экранирования гетическими ха рактеристиками Контурное взрывание замедления ВВ отбойки и интервал Порядок Пространственное рас Интервал замедления Порядок отбойки Количество ВВ положение зарядов Тип ВВ Последовательное Предварительное Расчет безопасных параметров БВ Р Рис. 5. Схема мероприятий по охране объектов от действия взрывов в переходной зоне Выбранная аппаратура была проверена при помощи звукогенератора и виброплатформы с получением частотных характеристик и тарировочных гра фиков для каналов.
Сейсмоколебания, возникающие при массовых взрывах, измерены в точках на различных расстояниях от центра взрыва. После обработки получен ных данных методами математической статистики ус тановлены величины этих коэффициентов для конкретных горно-геологических условий Майкаинского и Горевского подземных рудников. Для первого рудника (рис. 6):
V = 1,36 с1,9, м/с. (13) Зависимость величины скорости сейсмоколебаний от приведенного веса заряда:
n 3Q = K с n = K, V (14) r где V - скорость сейсмоколебаний, м/с;
n 3Q с = K - приведенный вес заряда;
r Q - масса одновременно взрываемого ВВ, кг;
r - расстояние до центра взрыва, м;
K - коэффициент, зависящий от акустической жесткости среды, свойств пород и горно-геологических условий;
n - показатель, зависящий от характера преобладающих сейсмических волн, свойств пород и расстояния до центра взрыва.
Коэффициент К определяется из соотношения акустических жесткостей породы и энергетических характеристик ВВ и коэффициента структурного ос лабления КТ :
с n Cp К = 2 + K, м2 /с·кг3, (15) с BB C BB т где n и ВВ – плотность породы и заряжания ВВ, кг/м ;
Ср и СВВ – скорость распространения продольных волн в породе и заряде, м/с.
Показатель степени затухания n зависит от упругих свойств породы, од ной из которых является коэффициент Пуассона:
n = 2 н. (16) 1 н После приведения:
с n Cp 3 K Q V = 2 +. (17) с BB C BB т r Для условий Горевского месторождения и при физико-механических свойствах руды и применяемого ВВ аммонита 6 Ж В: µ = 0,21, n = 2,8кг/м, Ср = 3000м/с, ВВ = 1,1кг/м и СВВ = 30000м/с - величина Кт = 0,3.
На рис. 6 приведены графики зависимости скорости колебаний от веса за ряда для условий комбинированной разработки Горевского месторождения, по строенные по экспериментальной формуле (13) и аналитической формуле (17), которые хорошо согласуются – погрешность 5,8%.
Рис.6. Зависимость скорости сейсмических колебаний от веса заряда для условий: 1 – М айкаинского рудника, полученная экспериментально;
2 – Горевского рудника, полученная расчетом по формуле (16) При массовой подземной отбойке руд интенсивнос ть величины динами ческих напряжений, возникающих при взрыве, прямо пропорциональна пре дельно допустимой скорости смещения, коэффициенту ослабления массива и плотности пород в степенной зависимости.
Анализ полученных зависимостей показал, что:
1. При значительном удалении от центра взрыва (r 60-65 м) скорость сейсмической волны уменьшается незначительно, колебания незначительной интенсивности проникают на значительные расстояния в глубину массива, а породы подвержены упругим деформациям.
2. При незначительных расстояниях (r 10м) скорость колебаний прак тически не зависит от расстояния и бесконечно возрастает, а породы подверже ны упруго-пластическим и пластическим деформациям.
Допустимая относительная деформация горных пород в пределах упруго сти устанавливается в соответс твии с классификацией защищаемых сооруже ний по их ответственности и сроку эксплуатации (таблица 8).
Таблица Допустимая деформация для горных объектов Класс Характеристика сооружений Срок Допустимая Уровень Коэф и срок эксплуатации служ- деформация, надежно- фици сти, ент, Кн бы, лет I Особо ответственные сооружения 20 0,0001 0,99 1, длительного срока эксплуатации:
стволы шахт, капитальные штольни, камеры водоотлива, ЦПП, руддворы II Ответственные сооружения со сро- 1012 0,0002 0,94 1, ком эксплуатации более 5-10 лет:
камерные целики, капитальные квершлаги, борта и уступы карьеров III Кратковременно эксплуатируемые 57 0,0003 0,89 1, сооружения (от 1 до 5 лет): камеры, уступы, штреки IV Неответственные сооружения со 13 0,0005 0,84 1, сроком эксплуатации до 1 года: ра бочие уступы, очистные блоки и др.
Интенсивнос ть величины динамических напряжений, возникающих при отбойке руды массовыми зарядами, определяется с учетом законов отражения и преломления. Направление на фронте волны, преломленной в целике, для усло вий Майкаинского рудника:
м 2+ 1 м, у = U пр K oc с (18) где – коэффициент Пуассона;
Кос – коэффициент с труктурного ослабления пород;
U пр = 2 U 0 - предельная скорость колебаний;
U 0 - допустимая скорость колебаний для горных выработок различных классов (табл. 9).
Таблица - Допустимая скорость сейсмических колебаний, м/c Предел I класс II класс III класс IV класс Коэфф. Скорость про ослаб- дольной вол Характеристика прочно ны, м/c 10 - ления сти, МПа U0 Uпр U0 Uпр U0 Uпр U0 Uпр Трещиноватые 50-90 0,3-0,4 4-5 11,4 22,8 22,8 45,6 34,2 68,4 56 Средней тре- 90-140 0,5-0,6 5-6 13,9 27,8 27,8 55,6 41,6 83,2 69,5 щиноватости Слабой трещи- 140-200 0,7-0,9 6-7 16,3 32,6 32,6 65,2 49 98 82 новатости Класс горных сооружений и выработок и допустимая относительная уп ругая деформация (0 ) связаны со сроком службы выработок эмпирической за висимостью:
а е0 =, (19) в+ Т где а, в – коэффициенты, зависящие от изменения наследственных деформаци онных характеристик пород со временем (а = 0,00247;
в = 3,2 года).
При охране различных горных выработок и сохранении геоэкологической обстановки района ведения горных работ допускается различная с тепень на дежности расчетов. Например, при однократных взрывах коэффициент надеж ности Кн = 1, а при часто повторяющихся взрывах необходимо повысить на дежность прогноза безопасности в соответствии с зависимостью:
U пр U 'пр =. (20) Кн Уровень надежности в долях единицы в зависимости от допус тимой от носительной упругости деформации:
С Ш=, (21) С+ е где С – коэффициент, характеризующий уровень надежности изменения от носительной упругой деформации в пределе класса выработки (С =0,0022).
Разработан метод прогноз ирования величины динамических напряжений в зависимости от количества одновременно взрываемого ВВ и расстояния от центра взрыва до массива.
Метод позволяет реализовать способ охраны искусственных целиков от сейсмического воздействия массовых взрывов с помощью экранирования, ос нованный на изменении граничных условий на контуре разрушения путем раз деления зарядов. При этом в первую очередь взрывают торцевые заряды, при мыкающие к искусственному целику, а затем с некоторым замедлением - ос новную часть скважин. Экраном поглощается до 60% энергии взрыва.
Для охраны горных выработок от сейсмического воздействия предложен метод расчета параметров взрывных работ:
1. Скорость колебаний в зависимости от приведенного веса заряда:
n 3Q V = K с n = K. (22) r 2. Допустимая скорость по скорости продольных и поперечных волн:
[ ] 2 4 2 (1 2м)е 0 3 K co C p C s 1 +,м/c.
U=, (23) [ ] C p 1 + (1 2 м)е 0 где - коэффициент Пуассона;
0 - допустимая деформация горных пород (табл.8);
Ксо – коэффициент структурного ослабления (для условий Горевского ме сторождения: Ср = 2103 м/c;
Сs – 1,2103 м/c;
0 = 0,005;
= 0,22;
U0 = 0,29 м/c;
Ксо = 0,35).
3.Предельный вес ВВ, взрываемого за один прием:
U пр Q = n r, (24) iК i i Unp - предельно допустимая скорость колебаний: U пр = 2 U 0 (табл. 9);
где м n =2 ( – коэффициент Пуассона);
1 м С g E К = м s, (25) i C с p где Ср и Сs – продольные и поперечные сейсмические волны, м/с;
Е – модуль упругости, МПа.
4.Величина интервалов замедлений и количество замедлений:
Ki Qi N Дt = (26) r V L +r i рi где N - количество замедлений;
t - интервал замедлений, с;
L - длина взрываемого блока, м.
Рассчитанные по предложенной методике параметры обеспечивают ус тойчивость подземных горных выработок с вероятностью, равной 0,8.
Оптимальные параметры взрывных работ в зоне перехода горных работ с открытого способа на подземный по критерию устойчивости массива горных пород и минимизации негативного воздействия горных работ на окружающую среду комплексно улучшают показатели эксплуатации рудных месторождений.
ЗАКЛЮЧЕНИЕ Диссертация является научно-квалификационной работой, в которой на основании выполненных автором исследований изложены научно обоснован ные технологические решения по комбинированной отработке рудных место рождений на основе установленных закономерностей изменения динамических напряжений при взрыве на глубоких горизонтах карьера и при совмещении от крытых и подземных горных работ, что повышает эффективность ведения взрывных работ, снижает сейсмическое влияние взрывной отбойки на устойчи вость массива и подземных горных выработок и имеет важное значение для горно-рудной промышленнос ти.
Основные научные выводы и практические результаты, полученные лично автором, сводятся к следующему:
1. Выявлена закономернос ть распределения радиальных напряжений в рудовмещающем массиве с образованием зон, различающихся величиной на пряжений и удельным расходом ВВ на взрывную отбойку и позволяющих про гнозировать устойчивость массива.
2. Установлено, что расход взрывчатых вещес тв в зависимости от усло вий горных работ изменяется по степенному закону и с увеличением давления во фронте ударной волны в 1,5 раза повышается на 2-9%.
3. Экспериментально обосновано, что в зоне совмещения открытых и подземных работ отбойку руды следует производить раздельно, оптимизируя энергетические параметры взрыва по критерию удельного расхода ВВ.
4. Теоретически и экспериментально обоснована гипотеза о возникнове нии на контуре искусственных целиков сжимающих и рас тягивающих напря жений, дос таточных для разрушения массива, в том числе механизма выведе ния породных блоков из зацепления радиальными напряжениями в массиве при изменении относительной вязкости пород и механизм возникновения и разви тия до критической величины остаточных деформаций массива.
5. Уточнено известное теоретическое положение о разрушении массива с экранированием взрывной волны.
6. Научно обоснованы методы расчета удельного расхода взрывчатых веществ с учетом изменения глубины горных работ и свойств рудовмещающего массива, обеспечивающие требуемую интенсивность и качество дробления скальных пород и минимизацию сейсмического влияния взрывной отбойки на устойчивость земной поверхности и горных объектов.
7. Теоретически обоснована методика расчета параметров взрывания с рациональным распределением энергии заряда ВВ в разрушаемом массиве и схемы ее реализации с высокой эффективнос тью отбойки.
8. Научно-методические основы оптимизации расчета безопасных пара метров взрывных работ в зоне конверсии горных работ с открытого способа на подземный способ по критерию минимизации негативного воздействия горных работ на окружающую среду существенно улучшают показатели эксплуатации рудных месторождений.
9. Рекомендации по научному обеспечению взрывной отбойки с учетом свойств рудовмещающего массива и глубины разработки приняты к использо ванию при модернизации технологии горных предприятий и в учебном процес се в вузах.
Основные положения диссертации опубликованы в журналах и изда ниях по перечню ВАК Минобрнауки России:
1. Исмаилов Т.Т., Комащенко В. И. Основные проблемы организации процессов взрывных работ с увеличением глубины карьеров //Горный инфор мационно-аналитический бюллетень. М.: – 2005.- №12.- С.149-151.
2. Голик В.И., Исмаилов Т.Т., Дольников Е.Н. Физико-химические пре вращения руд в процессе выщелачивания //Горный информационно аналитический бюллетень. М.: – 2005.- №12.- С.257-258.
3. Исмаилов Т.Т., Голик В.И., Герасименко В.Г. Геодинамические фак торы строительства горных объектов //Горный информационно-аналитический бюллетень. М.:
- 2005. - № 10. - С. 9-10.
4. Исмаилов Т.Т., Голик В.И., Комащенко В. И. Экологические аспекты хранения хвостов обогащения //Горный информационно-аналитический бюлле тень. М.:-2005.- №10.-С.5-8.
5. Боровков Ю.А., Исмаилов Т.Т., Ганжаргал С. Разработка конструкции концентраторов напряжений при направленном расколе гипсовых пород с по мощью невзрывных разрушающих смесей //Записки горного института: Эколо гия и рациональное природопользование. - Санкт-Петербург. – 2005.- Т. 166.- С.
143-145.
6. Исмаилов Т.Т., Голик В. И., Дольников Е.Н. Условия конверсии тех нологий разработки Садонских месторождений //Горный информационно аналитический бюллетень. М.: – 2006.- №1.- С.343- 7. Исмаилов Т.Т. Оценка изменения физико-механических свойств по род при подходе карьера к проектной глубине //Горный информационно аналитический бюллетень. М.: – 2006.- №7.- С.33-38.
8. Исмаилов Т.Т. Оценка изменения удельного расхода ВВ с учетом гор ного давления при переходе на комбинированный способ разработки месторо ждений //Горный информационно-аналитический бюллетень. М.: – 2006.- №7. С.39-42.
9. Исмаилов Т.Т., Эздеков М.В. Интегральная модель охраны окружаю щей среды региона интенсивной горной добычи //Горный информационно аналитический бюллетень. М.: – 2006.- №8.- С.19-22.
10. Исмаилов Т.Т., Эздеков М.В., Ковалев И.А. Концепция комбинирова ния геотехнологий //Горный информационно-аналитический бюллетень. М.: – 2006.- №8.- С.23-27.
11. Комащенко В.И., Голик В. И., Исмаилов Т.Т. Оценка эффективнос ти природоохранных технологий освоения недр //Горный информационно аналитический бюллетень. М.: – 2006.- №12.- С.92-94.
12. Исмаилов Т.Т., Габараев О.З., Ногаев А.Х. Закономерности взаимо действия рудовмещающих массивов и разрушенных геоматериалов в объёмном напряженном состоянии //Горный информационно-аналитический бюллетень.
М.: – 2006.- №10.- С.28-31.
13. Исмаилов Т.Т. Обоснование параметров буро-взрывных работ с учетом их воздействия на окружающую среду при комбинированной разработ ке рудных месторождений//Горный журнал: Известия вузов.-Екатеринбург.: 2007.- №1-С24-28.
14. Исмаилов Т.Т., Комащенко В.И., Боровков Ю.А., Дольников Е.Б., Еландиев А.Ф. Повышение эффективности направленного раскола блоков не взрывными разрушающими смесями//Горный журнал. - М.:
- 2007 - №1-С51 53.
15. Исмаилов Т.Т., Еландиев А.Ф., Полтавец И. А., Малахова М.Л., Дребенштедт К Геоэкологтческая оценка воздействия горных работ на земель ные ресурсы//Горный журнал – М.:
- 2008 - №5-С73-75.
16. Исмаилов Т.Т., Комащенко В.И., Козлов Д.Г. Концепция охраны почв при открытой разработке месторождений //Горный информационно аналитический бюллетень. М.:
-2008.- №7. -С.9-12.
17. Козлов Д.Г., Исмаилов Т.Т., Дребенштедт К. Методика минимиза ции пылевого загрязнения //Горный информационно-аналитический бюллетень.
М.:
-2008.- №8. -С.27-29.
18. Белин В.А., Логачев А.В., Исмаилов Т. Т. Управление параметрами взрыва при подготовке руд к выщелачиванию //Горный информационно аналитический бюллетень. М.:
-2008.- №11. -С.46-51.
19. Голик В.И., Исмаилов Т.Т.,.Логачев А.В. Геодинамические про цессы в скальных массивах //Горный информационно-аналитический бюлле тень. М.:
-2008.- №12. -С.245-248.
20. Голик В.И., Исмаилов Т.Т., Мельков Д.А. Механизм деформирова ния скального массива //Горный информационно-аналитический бюллетень.
М.:
-2009.- №2. -С.116-118.
21. Голик В.И., Исмаилов Т.Т., Исмаилов Б.Т., Мельков Д.А. Геологи ческие методы исследования массивов //Горный информационно аналитический бюллетень. М.:
-2009.- №3. -С.89-93.
22. Исмаилов Т.Т., Комащенко В.И., Голик В.И. Техногенное воздей ствие на природно-технические геосистемы //Горный информационно аналитический бюллетень. М.:
-2009.- №4. -С.276-278.
23. Гуриева Е.В, Исмаилов Т.Т. Повышение полноты использования недр интенсификацией выпуска при добыче потерянных руд //Горный инфор мационно-аналитический бюллетень. М.:
-2009.- №4. -С.37-41.
24. Исмаилов Т.Т.,.Логачев А.В., Лузин Б. С., Голик В.И. Механизм взаимовлияния природных и техногенных катастроф //Горный информационно аналитический бюллетень. М.:
-2009.- №5. -С.136-141.
25. Исмаилов Т.Т., Голик В.И., Комащенко В. И. Профилактика дина мических явлений //Горный информационно-аналитический бюллетень. М.:
2009.- №5. -С.303-306.
26. Исмаилов Т.Т.,.Логачев А.В., Лузин Б.С., Голик В.И. Экономико экологические аспекты переработки золотосодержащих хвостов обогащения //Горный информационно-аналитический бюллетень. М.:
-2009.- №6. -С.163 168.
27. Исмаилов Т.Т., Логачев А.В., Лузин Б.С., Голик В.И. Принципы безотходности поэтапной разработки золоторудных месторождений //Горный информационно-аналитический бюллетень. М.:
-2009.- №7. -С.173-178.
28. Исмаилов Т.Т., Логачев А.В., Лузин Б.С., Голик В.И. Комбиниро вание технологий подземной разработки месторождений на геомеханической основе //Горный информационно-аналитический бюллетень. М.:
-2009.- №8 С.175-178.
29. Исмаилов Т.Т., Логачев А.В., Лузин Б.С., Голик В.И. Перспективы доработки запасов садонских месторождений //Горный информационно аналитический бюллетень. М.:
-2009.- №9 -С.15-21.
30. Исмаилов Т.Т., Логачев А.В., Лузин Б.С., Голик В.И. Модерниза ция технологий извлечения золота из хвостов обогащения //Горный информа ционно-аналитический бюллетень. М.:
-2009.- №10 -С.22-29.
в прочих изданиях:
1. Белин В. А., Исмаилов Т. Т. Управление дроблением и перемещением горной массы при взрыве на глубоких горизонтах карьеров. - Цветная метал лургия. М.:
- 1985. - №12. - С.24-26.
2. Шуленина З.М., Комащенко В. И., Плауль П., Исмаилов Т.Т. Вредное и токсичное воздействие основных элементов руд на окружающую природную среду //Труды Всероссийской научной конференции (с международным участи ем) «Проблемы геологии и разведки месторождений полезных ископаемых». Томск, 2005. - С.347-351.
3. Шуленина З.М., Комащенко В.И., Плауль П., Исмаилов Т.Т. Влияние горнометаллургических процессов на окружающую среду //Труды Всероссий ской научной конференции (с международным участием) «Проблемы геологии и разведки месторождений полезных ископаемых».- Томск, 2005. - С.352-356.
4. Боровков Ю.А., Исмаилов Т.Т., Комащенко В. И., Ковалев И.А., Реб риков Д.Н. Подготовка к обогатительному переделу техногенного минерально го полиметаллического сырья путем регулирования кусковатостью с помощью ВВ //Труды Всероссийской научной конференции (с международным участием) «Проблемы геологии и разведки месторождений полезных ископаемых». Томск, 2005. - С.469-474.
5. Исмаилов Т.Т., Хуцистов Р.Т., Дольников Е.Б., Никитин Н. И. Оценка напряженного состояния массива при подземной отработке прикарьерных запа сов //Материалы Уральской горнопромышленной декады. – Екатеринбург, 4- апреля, 2005г. – С.29-30.
6. Исмаилов Т.Т., Хуцистов Р.Т. Обоснование мощности разделительной потолочины при комбинированной разработке мес торождения //Материалы Уральской горнопромышленной декады. – Екатеринбург, 4-14 апреля, 2005г. – С. 30-32.
7. Шуленина З.М., Плауль П., Исмаилов Т.Т. Геомеханические процессы в техногенных массивах горных пород //Материалы Уральской горнопромыш ленной декады. – Екатеринбург, 4-14 апреля, 2005г. – С. 42.
8. Шуленина З.М., Шуленина А. Н., Плауль П., Исмаилов Т.Т. Экономи ческая эффективность снижения негативного воздейс твия техногенных место рождений //Материалы Уральской горнопромышленной декады. – Екатерин бург, 4-14 апреля, 2005г. – С. 198-200.
9. Исмаилов Т.Т. Техногенные отвалы перспективное сырье для утили зации в строительные материалы //Материалы Уральской горнопромышленной декады. – Екатеринбург, 4-14 апреля, 2005г. – С. 50-52.
10. Боровков Ю.А., Исмаилов Т.Т., Дольников Е.Б.. Обоснование пара метров предварительного направленного трещинообразования для сохранения устойчивости кровли камер осадочных пород //Материалы докладов VII Меж дународной конференции «Новые идеи в науках о Земле».-М.: Изд-во «КДУ», 2005. - С. 72.
11. Исмаилов Т.Т. Техногенные отвалы – перспективное сырье для ути лизации в строительные материалы // Материалы докладов VII Международной конференции «Новые идеи в науках о Земле».-М.: Изд-во «КДУ», 2005. - С. 84.
12. Исмаилов Т.Т. Организация взрывных работ на глубоких карьерах //Материалы докладов VII Международной конференции «Новые идеи в науках о Земле»- М.: Изд-во «КДУ», 2005. - С. 85.
13. Голик В.И., Исмаилов Т.Т. Управление состоянием массива: Учеб ник. - М.: Изд-во МГГУ, 2005. –374 с.
14. Исмаилов Т.Т., Комащенко В.И. Новые технологии разработки ме сторождений Кавказа //Материалы V Международной конференции «Ресурсо воспроизводящие, малоотходные и природоохранные технологии освоения недр».- Москва - Кызыл-Кия, 18-22 сентября, 2006. - С. 118-120.
15. Исмаилов Т.Т., Эздеков М.В., Еналдиев А.Ф. Комплексное ресурсос бережение туфов на месторождениях Кабардино-Балкарии //Материалы V Ме ждународной конференции «Ресурсовоспроизводящие, малоотходные и приро доохранные технологии освоения недр».- Москва - Кызыл-Кия, 18-22 сентября, 2006. - С. 438-439.
16. Исмаилов Т.Т., Боровков Ю.А., Еналдиев А.Ф. Организация работ по формированию закладочного массива на основе вяжущих из разрыхленных от ходов горного и энергетического производств //Материалы V Международной конференции «Ресурсовоспроизводящие, малоотходные и природоохранные технологии освоения недр». - Москва - Кызыл-Кия, 18-22 сентября, 2006. - С.
440-441.
17. Исмаилов Т.Т., Боровков Ю.А. Организация взрывных работ, сни жающих воздействие сейсмических волн на законтурный, обводненный, при бортовой массив горных пород //Материалы V Международной конференции «Ресурсовоспроизводящие, малоотходные и природоохранные технологии ос воения недр»:
- Москва - Кызыл-Кия, 18-22 сентября, 2006. - С. 441-443.
18. Исмаилов Т.Т., Комащенко В. И., Еналдиев А.Ф. Совершенствование метода оптимального управления добычей руды с учетом изменения геологиче ских и технических факторов разработки //Материалы V Международной кон ференции «Ресурсовоспроизводящие, малоотходные и природоохранные тех нологии освоения недр». - Москва - Кызыл-Кия, 18-22 сентября, 2006. - С. 443 447.
19. Исмаилов Т.Т., Голик В.И., Дольников Е.Б. Специальные способы разработки месторождений полезных ископаемых: Учебник. -М: Изд-во МГГУ, 2006. –350 с.
20. Комащенко В.И., Носков В.Ф., Исмаилов Т.Т. Взрывные работы / Учебник.- М.: Высшая школа, 2007. – 438с.
21. Исмаилов Т.Т. Организация взрывных работ при выемке мощных рудных залежей комбинированными способом: Монография. –М: Изд-во МГГУ, 2008. -169с.
Подписано в печать Формат 60х90/ Объем 2 п.л. Тираж 100 экз. Заказ № Отдел печати Московского государственного горного университета. Москва, Ленинский проспект, дом 6.