Определена область применения гравийных фильтров (ГФ) буровых скважин (БС), описаны типы и конструкции фильтровых скважин на воду, приведены схемы оборудования водоприемной части БС ГФ, классификация способов их сооружения. Рассмотрены технологии создания гравийно-засыпных и гравийно-опускных корзинчатых, кожуховых и блочных фильтров, в частности, при вскрытии водоносных песков роторным бурением с прямой, обратной и комбинированной промывкой, с применением метода замещения, одновременной посадкой фильтровой колонны и прямой промывкой водой, при ударно-канатном бурении. Определены новые направления создания гравийно-опускных фильтров БС со съемным защитным кожужом, криогенно-гравийного опускного фильтра блочной конструкции и гравийно-опускного манжетного фильтра.

Розглянуто підвищення ефективності спрямованого вибухового руйнування гірських порід контурними свердловинними зарядами за рахунок вибухового створення концентраторів напружень у місцях появи початкових тріщин і формування в основному зарядові поздовжніх кумулятивних порожнин, утворених вибухом малопотужного детонуючого шнура, розташованого біля стінок свердловини по лінії заданого відколу. Експериментально доведено, що для усунення можливості утворення тріщин у площині, перпендикулярній напрямку відколу, відношення величини усередненого тиску продуктів детонації до межі міцності породи на розтяг повинне знаходитися в діапазоні 4,1 - 6,0. Розроблений контурний заряд з випереджувальним тріщиноутворенням дозволяє на 17 - 22 % зменшити масу вибухового руйнування, необхідну для утворення магістральної тріщини.

На железорудных карьерах ежегодно увеличивается удельный вес ведения горных работ на нижних горизонтах, а соответственно, и буровзрывных работ. Существующие методы ведения взрывных работ на железорудных карьерах в некоторой степени позволяют достичь необходимого качества взорванной горной массы. Этого достигают путем изменения параметров буровзрывных работ и увеличения удельного расхода взрывчатых материалов. При этом в отдельных случаях наблюдается увеличение выхода негабаритной фракции и увеличение мелкой фракции за счет неэффективного использования энергии взрыва. Поэтому совершенствование буровзрывных работ для улучшения качества дробления горной массы и повышения эффективности всех звеньев горного производства является весьма актуальным. Сплошная среда в виде горного массива рассмотрена как абсолютно несжимаемую, пренебрегая изменением ее объема. Вторым условием является допущение, что взрыв скважинного заряда происходит мгновенно. Энергия, выделяющаяся при взрыве, имеет конечную величину, поэтому и кинетическая энергия среды также будет конечной. Это обусловливает конечные значения скоростей частиц среды. При условии мгновенного действия взрыва частицы среды лишь получают некоторую начальную скорость, с которой будут двигаться уже после того, как закончится фаза импульсного действия взрыва. Получены закономерности импульсного действия, которое передается разрушающей среде. Установлена зависимость между плотностью энергии и начальным полем скоростей в разрушающей среде.

Совершенствование технологии открытой добычи руд на карьерах неразрывно связано с повышением эффективности буровзрывных работ (БВР), которые являются одной из важнейших составляющих современной технологии подготовки горной массы. Важным резервом повышения эффективности БВР является создание и внедрение новейших современных технологий взрывного разрушения, добычи и переработки железных руд, позволяющих снизить техногенные нагрузки горнодобывающих предприятий на окружающую среду. Следовательно, совершенствование взрывных работ на карьерах на основе оптимизации параметров БВР, базирующиеся на концепциях баз данных, имитационного моделирования, экспертных и геоинформационных систем-ГИС, а также разработки новых схем взрывания и конструкций зарядов, является актуальной задачей. При проведении экспериментов использовалась комплексная методика исследований, включающая системный и статистический анализы, проведение экспериментальных взрывов, производственно-технические обобщения.

Изложены результаты полевых испытаний разработанного ручного скважинного снаряда для каротажа взрывных скважин при открытой добыче железных руд. Результаты каротажа сопоставлялись с данными каротажа по этим же скважинам каротажной станцией "Карьер-Кривбасс", зарекомендовавшей себя и эксплуатируемой на предприятиях Криворожского месторождения более 10 лет. Ручной каротажный зонд превосходит эксплуатируемую каротажную станцию мобильностью, высокой скоростью получения результатов измерений и снижением затрат физического труда бригады каротажников. Для исключения влияния некорректной градуировки устройств, на точность показаний, а также отсутствием градуировочной зависимости в разработанном скважинном снаряде сопоставление проводилось по интенсивности, - величине, которая регистрируется датчиком. Полученные результаты были сопоставлены в табличном и графическом виде, что позволило получить градуировочную зависимость для ручного зонда по данным каротажной станции. В результате чего были сопоставлены показания содержания железа обеих устройств. После чего построен график сходимости этих величин, по которому можно сделать вывод, о том, что ручной скважинный снаряд обеспечивает точность каротажа, заявленную техническими характеристиками каротажной станции "Карьер-Кривбасс" и может заменить комбинированный каротажный зонд.

Известен метод расчета динамической высоты подъема пылегазового облака, созданный на основе кинематической теории струй. Однако он не учитывает массы зарядов и дает завышенные результаты расчетов по сравнению с промышленными наблюдениями. Предлагается уточненный метод расчета динамического подъёма продуктов детонации взрывчатых веществ с учётом массы заряда в скважине и сжимаемости атмосферного воздуха на фронте ударной воздушной волны. Сравнение полученных результатов расчёта с опытными данными подтверждают корректность предлагаемого метода расчета и его пригодность для оценки динамических высот подъёма пылегазовых облаков при взрывных работах. Проблема и ее связь с научными и практическими задачами. Исследованием процесса формирования пылегазового облака при массовых взрывах в карьерах занимались многие исследователи [1-4]. Определения высоты выброса пылегазового облака по формуле нормативного документа показывает, что она, как правило, превышает 100 - 150 м [1]. Результаты теоретических, полигонных и промышленных исследований, приведенные в работах [2-6], показывают, что величина динамического (под действием детонации взрывчатых веществ) подъема облака оказывается меньшей, чем дают формулы, приведенные в нормативной литературе, что приводят к завышенной оценке выбросов вредных газов и пыли в атмосферу. В связи с изложенным возникает необходимость определить начальную высоту подъема пылегазового облака, обусловленную метательным действием взрывчатых веществ. В конечном итоге знание этого параметра позволит более точно описать полный процесс формирования и рассеяния пылегазового облака.

Наведено результати експериментальних вибухів у Першотравневому та Ганнівському кар'єрах ПАТ ПІВНГЗК, в яких застосовано розподілення свердловинних зарядів на дві частини і короткоуповільнене їх підривання одна відносно одної. Обгрунтовано конструктивні параметри свердловинних зарядів (верхнього і нижнього), забійки і інертного проміжку, таким чином, що весь 15 м уступ розподіляється на дві майже рівні частини. Зроблено аналіз розповсюдження прямих і відбитих хвиль в тілі уступу після спрацювання верхньої частини заряду, яким обгрунтовано інтервал сповільнення між частинами видовженого заряду вибухової речовини, який охоплює терміни часу на проходження прямих хвиль до вільних поверхонь укосу і покрівлі уступу, відбитих хвиль до нижнього торця заряду, посування обох хвиль повз цей торець, а також, змінення розтягуючих напруг стискаючими. Лише по завершенню обумовленого процесу найдоцільніше підривати нижній заряд вибухової речовини. Наведено результати подрібнення гірських порід в експериментальних і контрольних дільницях вибухових блоків. Стосовно пропонованого способу із розподіленням заряду на частини і їх підриванням із сповільненнями, особливої уваги потребує розмір інертного проміжку, який забезпечуватиме цілісність газових пухирців у тій частині заряду, що підривається пізніше. На відміну від даних у роботі, в даному випадку цей параметр, з урахуванням конкретних особливостей Першотравневого та Ганнівського родовищ, краще приймати в межах 3,5 - 4 м. Задекларований спосіб короткоуповільненого підривання частин свердловинних зарядів одна відносно одної було використано саме з метою забезпечення рівномірності подрібнення гірських порід по всій висоті уступу на Першотравневому кар'єрі ПАТ "ПІВНГЗК" на одній із частин експериментального блоку N 78, розташованого на гор.+29/+17 м і підірваного 26.06.2014 р. На іншій (контрольній) ділянці вибухового блоку роботи виконували згідно паспорту ведення буровибухових робіт. У цій ділянці кар'єру було зареєстровано схильність до завищень по підошві уступу в межах 3,1 - 6,2 м. Навпроти, зі сторони фронтальної частини блоку і відкосу уступу, на рівні нижньої бровки спостерігались завищення по підошві в межах 1,0 - 2,0 м.

Мета роботи - покращання і одночасно здешевлення буровибухових робіт, шляхом першочергового підривання зменшеного (на 30 - 50 %) заряду ВР у другому ряду свердловин, а через розрахований інтервал сповільнення, ближнього повноцінного заряду у першому ряду. Така заміна черговості підривання зарядів відтерміновує у просторі і часі взаємодію першої прямої вибухової хвилі з відображеними від вільних поверхонь укосу й покрівлі уступу, виключає утворення магістральних тріщин від такої взаємодії, продовжує час дії вибухових газів заряду у другому ряду, збільшує ККД вибуху, забезпечує, через двократність вибухових ударів по укосу уступу, покращення якості проробки підошви уступу. Методи дослідження: встановлення швидкості розповсюдження хвиль у досліджуваних породах, їх міцності, параметрів БВР і інтервалів сповільнення між сумісними зарядами у парі рядів, а також парами рядів. Наукова новизна: полягає в обгрунтованості розведення у просторі й часі взаємодії першої прямої вибухової хвилі з відображеними від вільних поверхонь укосу і покрівлі уступу, для уникнення утворення магістральних тріщин у ньому, продовження проростання радіальних тріщин навколо заряду у другому ряду, збільшення ККД вибуху. Полягає у покращені якості проробки збільшених ЛОПП, за рахунок двократності хвильових вибухових ударів по укосу, зменшені питомої витрати ВР. Запропоновано технологію виконання буровибухових робіт, яка передбачає початкове підривання зменшеного (на 30 - 50 %) заряду у другому ряду вибухового блоку, а через розрахований інтервал сповільнення, ближнього із повноцінною масою, у першому ряду. Надалі, аналогічно, через сповільнення, підривають наступну пару зарядів у цих рядах і так продовжують, доки не скінчаться заряди у перших двох рядах. По мірі їх відпрацювання, накопичується сповільнення, і по досягненні його значень 120 - 180 мс, слід розпочинати підривання у наступній парі рядів: четвертому і третьому, аналогічним чином, як у другому й першому. Всі заряди у парних рядах матимуть зменшену масу, а у непарних повноцінну. За цією ознакою технологія одержала назву диференційованого насичення масиву гірських порід вибуховими енергіями. Кількість пар рядів, спрацьовуючих аналогічно, визначається технологічними умовами виробництва. Паралельно одержуються такі позитивні прояви: зменшення фонтанування пилу, газу через вустя свердловин, зменшення розмірів пилегазової хмари, зменшення загальної кількості отруйних газів у вибуховій хмарі.

Мета проведених досліджень - розрахунок динамічних характеристик породи і вибухової речовини за умов ВАТ Полтавський ГЗК для подальшого комп'ютерного моделювання в динамічних пакетах. Методика дослідження полягає в комп'ютерному моделюванні процесу вибухового руйнування масиву гірських порід свердловинними зарядами з використанням програми "ANSYS AUTODYN". Розглянуто особливості проведення буропідривних робіт (БПР) під час формування постійних бортів кар'єрів, які розробляють скельні породи, із використанням звичайних способів підривання, що викликає значні порушення законтурного масиву. Це призводить до виположування укосів, у порівнянні із проектом, і вимагає додаткових витрат на штучне зміцнення укосів уступів або рознесення бортів з метою відновлення транспортних берм на граничному контурі кар'єру. В силу гірничо-геологічних умов сучасний стан гірничої промисловості вимагає проведення робіт, спрямованих на поліпшення існуючої технології видобутку корисних копалин. Буропідривні роботи, які є невід'ємною частиною технологічного ланцюжка виробництва, також потребують постійного вдосконалення. Застосування сучасних засобів математичного моделювання вибухового руйнування гірських порід надає змоу оцінити характер вибуху і оптимізувати параметри вибухових робіт. Встановлено данні за розробленою методикою по визначенню динамічних характеристик грунтів, які можна використовувати для подальшого комп'ютерного моделювання в динамічних пакетах. Проведено розрахунки динамічних характеристик залізистих кварцитів та вибухової речовини, виходячи з даних ультразвукових досліджень, наведено методику перерахунку їх статичних і динамічних пружних властивостей. Розраховано основні гідродинамічні параметри детонаційних хвиль і продуктів детонації. Одержано моделі, які надають змогу розглянути процес руйнування гірської породи у процесі взаємодії зарядів, що надає можливість визначити оптимальні відстані між ними за умовами енергонасиченості масиву і необхідного ступеня дроблення.

Проаналізовано відомі теоретичні й експериментальні дослідження щодо методів розрахунку параметрів вибухових робіт з урахуванням властивостей порід, які руйнуються (зокрема, порід складної структури). Розглянуто розроблені конструкції зарядів і способи їх ініціювання, а також варіанти різних схем короткосповільненого підривання, здатних забезпечити якісне подрібнення масивів порід в осередку вибуху з одночасним дотриманням допустимого рівня сейсмобезпеки в зоні будівель (у тому числі, розташованих над карстовими порожнинами в зоні впливу кар'єра). Обгрунтовано сейсмобезпечні параметри масових вибухів на гіпсових кар'єрах. Досліджено особливості поширення різних типів хвиль у закарстованому масиві гірських порід від осередку вибуху до місця їхньої взаємодії з наземними об'єктами й карстовими порожнинами під ними. Отримано емпіричні коефіцієнти і вдосконалено формулу розрахунку сейсмобезпечної маси зарядів вибухової речовини під час короткосповільнених вибухів свердловинних зарядів з неелектричною системою ініціювання. Запропоноване співвідношення відрізняється від раніше відомих урахуванням статичної й динамічної складових навантаження, викликаного поперечною хвилею. Окрім того, береться до уваги наявність карстових порожнин, розташованих в активній зоні будинку до (або нижче) лінії нижньої межі статичного тиску. Проаналізовано специфічні особливості керованого детонування свердловинних зарядів вибухової речовини, розділених карстовою порожниною, з метою змикання останньої. Подальшого розвитку зазнали уявлення про поширення в закарстованому масиві порід сейсмічних коливань від масових вибухів у кар'єрах, а також про їхню взаємодію з поверхневими будівлями й карстовими порожнинами під ними, які розташовані над нижньою межею товщі, що стискається.

Подано наукові засади енергозберігаючої технології руйнування скельних масивів вибухом на основі комплексного врахування закономірностей розвитку силових та деформаційних процесів у породах. Розглянуто керування послідовністю та режимами мікро- та мілісекундних сповільнень під час підривання систем свердловинних зарядів у групах та між групами для досягнення ефективної взаємодії енергетичних потоків у процесі масового вибуху. Зазначено, що результати досліджень дозволили розробити методи регульованого розподілу енергетичних потоків у разі вибуху та встановити раціональні параметри буропідривних робіт під час руйнування скельних масивів на кар'єрах.

На основі узагальнених результатів виконаних теоретичних та експериментальних досліджень представлено нове рішення актуальної науково-практичної задачі підвищення рівня екологічної безпеки при вибухових роботах в кар’єрах шляхом подавлення пилогазової хмари з використанням паро-водо-газо-повітряних реактивних струменів. Досліджено процес зародження та формування пилогазової хмари при масових вибухах в кар’єрах. Встановлені експериментальні залежності зміни висоти та швидкості підйому пилогазової хмари в атмосфері кар’єру в період 0,05 0,5 с при вибухах масою від 10 до 160 т, котрі дозволяють оцінити динаміку зміни швидкості підйому хмари у порівнянні зі швидкістю паро-водо-газо-повітряного струменю при моделюванні їх взаємодії. Запропонована методика розрахунку паро-водо-газо-повітряних реактивних струменів в кар’єрах, що дозволяє визначати параметри швидкості, температури, концентрації домішки, поперечний розмір та дальнобійність на початковій, перехідній та основній ділянках струменів, а також оцінити ефективність їх використання для пилогазоподавлення. Проведені експериментальні дослідження аеродинамічних параметрів паро-водо-газо-повітряного струменю на прикладі авіаційного двигуна ВК-1А, визначені швидкість, температура, дальнобійність, діаметр та кут розкриття струменю. Розроблена математична модель процесу взаємодії пилогазової хмари з паро-водо-газо-повітряним реактивним струменем, котра реалізована у вигляді пакету прикладних програм «СLOUD-2». Показано, що коефіцієнт ефективності подавлення пилогазової хмари досягає 96 - 97 %. Розроблений новий спосіб подавлення пилогазової хмари та установка для його реалізації, що дозволяють здійснювати активне пилогазоподавлення теплового та пилового центру хмари, знижує висоту її підйому та попереджує розповсюдження за межі кар’єру.

Увагу приділено вирішенню актуального для кар'єрів науково-практичного завдання визначення параметрів сейсмовибухових хвиль, що формують сейсмічну дію короткосповільнених масових вибухів у кар'єрах і впливають та підвищують безпеку навколишніх будівель і споруд. Запропоновано оцінку сейсмоефекту короткосповільненого підривання (КСП) системи свердловинних зарядів, яка полягає в урахуванні пауз сповільнення кожного заряду вибухової речовини (ВР) і кількості ступенів сповільнення розосереджених свердловинних зарядів з інтервалами сповільнення, які не перевищують 90° зсуву фаз між ними, в т.ч. і за наявності непланового часового розкиду їх ініціювання. Одержано розрахункові параметри сейсмічних хвиль на рівні допустимих похибок сейсмометричної апаратури. Розроблено й упроваджено рекомендації з визначення параметрів ВР і відстаней до них, що забезпечують сейсмічну безпеку важливих об'єктів державного значення.

Purpose. To develop a methodology for assessing the quality of drilling-and-blasting operations when setting the side to the final position. In this regard, it is necessary to study the nature of deformations in the near-side masses of the design open-pit contours and to assess the seismic impact of blast waves in accordance with damage in the near and far zones from the open-pit boundary, as well as the level of generated seismic vibrations. Methodology. A methodology for assessing the quality of drilling-and-blasting operations at the limiting contour of open pits is developed using the analysis of the mining-and-geological conditions of the rocks constituting the field, in-situ surveying of the state of the open-pit sides, analysis of the physical-mechanical properties of the host rocks, analytical studies and instrumental measurements of the blasting effect. Findings. Based on the analytical methods, the calculation and analysis of the seismicity coefficient of the rocks at the field have been performed. By means of instrumental measurement of the blasting effect in open pit, data have been obtained on the seismic impact of blasting operations on the near-side mass. Based on the results of these works, a methodology for assessing drilling-and-blasting operations at the limiting contour of the open pit has been developed. Originality. In this work, to assess the blasting effect, the seismicity coefficient of the rock mass is used, which characterizes the degree of elastic response to external dynamic influence and is a parameter that determines the elastic seismic wave intensity with distance from the site of blasting operations. Based on the calculation, a map of the seismicity coefficient distribution in the open-pit area has been compiled. Using the method of instrumental measurements, which serves to determine the seismic impact of blasting on a rock mass, the degree of blasting effect on a near-side mass has been revealed. This made it possible to develop a method for assessing the blasting quality, based on determining the percentage of permissible deviations in the face drilling quality. Practical value. The results of the work will be used to calculate the safe parameters of conducting the blasting operations when setting the side to the final position. This method for assessing the quality of drilling-and-blasting operations can be applied at any mining enterprise conducting open-cut mining of minerals.

Індекс рубрикатора НБУВ: И138

Рубрики:

Буропідривні роботи на відкритих розробках

Шифр НБУВ: РА428986 Пошук видання у каталогах НБУВ 

Індекс рубрикатора НБУВ: И138 + И342.11

Рубрики:

Буропідривні роботи на відкритих розробках

Граніт

Шифр НБУВ: РА454031 Пошук видання у каталогах НБУВ