Энергетическая модель управления развитием горных работ при открытой разработке крутопадающего месторождения Текст научной статьи по специальности «Энергетика и рациональное природопользование»

© М.В. Курленя, М.Л. Медведев, В.Г. Васильева, 2005

УДК 622.271.3

М.В. Курленя, М.Л. Медведев, В.Г. Васильева

ЭНЕРГЕТИЧЕСКАЯ МОДЕЛЬ УПРАВЛЕНИЯ РАЗВИТИЕМ ГОРНЫХ РАБОТ ПРИ ОТКРЫТОЙ РАЗРАБОТКЕ КРУТОПАДАЮЩЕГО МЕСТОРОЖДЕНИЯ

Семинар № 12

Введение

ту азвитие горных работ определяет -К последовательность извлечения объёмов горной массы в пространстве карьерного поля и времени. В проекте эту последовательность отражает календарный план горных работ, который разрабатывается на основе информации по горно-геометричес-кому анализу карьерного поля и потребителя. Как правило, это - анализ динамики извлекаемых объёмов полезного ископаемого и вмещающих пород при углублении карьера по установленной траектории, учитывающий, технологические решения по вскрытию карьерного поля, системе разработки, транспорту и морфологическое изменение горногеологической среды. Его главная цель -установление периодов разработки, в течение которых возможно извлечение постоянных минимальных объёмов вмещающих пород, достаточных для осуществления добычи полезного

ископаемого требуемых массы и качества. Характеристики среды горных работ учитываются при обосновании структуры и элементов технической базы карьера (ТБК). При этом целесообразным считается, чтобы параметры ТБК были постоянными в течение периода извлечения постоянных объёмов горной массы, рассчитываются по усреднённым характеристикам среды данного периода. Соответствия параметров ТБК

характеристикам среды в развитии горных работ не достигается. По-видимому, тре-218

буется другая основа для их согласования. Она имеется - это энергетический подход. В настоящей работе рассматривается модель как инструмент реализации подхода.

Состояние вопроса

Идея энергетического подхода к анализу промышленного производства известна с 19 века. Энергетический параметр процесса, как критерий оценки сопротивляемости объекта изменению своего состояния, является интегральным, отражает свойства объекта и процесса. Исключает искажения, привносимые факторами рынка. Степень совершенства техники и технологии объективно отражаются в количестве потребляемой энергии.

Энергетический подход широко применяется в анализе объектов разработки, техники и технологических процессов, в основном, при решении задач нормирования потребления ресурсов. Значительно меньше - с целью оценки техники и технологии, обоснования использования. И практически не применяется в области управления режимными параметрами процесса разработки месторождения, несмотря на высокую актуальность. Выполненные в этой части исследования [1-5] показывают, что порядок развития горных работ можно устанавливать и изменять по условию согласования характеристик среды горных работ и структурных звеньев ТБК по энергетическому параметру.

Сущность задачи

Решение задачи представлено в виде алгоритма на рис. 1. Его фрагменты и ста-

дии выделены по условию использования принципа вложенности информации и возможности параллельного выполнения процедур моделирования параметров, производства вычислений и принятия решений. Алгоритм предусматривает задан-ность информации (рис. 1, фрагмент 1) по горно-геоло-гическим и горнотехническим параметрам разработки месторождения, предварительное деление карьерного поля на выемочные блоки, положение которых определено в индексной системе координат: ) - индекс горизонта, к - индекс зоны, f - индекс блока. Присвоение блокам характеристик вида (руда, порода), качества (содержание полезного компонента), объёма (массы), высоты подъёма и расстояния транспортирования.

Определение прочностных характеристик породы непосредственно выемочных блоков затруднено известной недостаточностью информации. В связи с этим предусмотрено (рис. 1, фрагмент 2) моделирование показателей прочности породы и полезного ископаемого при сжатии, растяжении, срезе и бурении, оказывающих определяющее влияние на величину энергоёмкости процессов разрушения породы. Являются исходной информацией для моделирования энергетических характеристик основных процессов (фрагмент 3).

Далее осуществляется моделирование разработки карьерного поля (фрагменты 4, 5, 6 и 8). Во фрагменте 4, по условию минимального этапного коэффициента вскрыши на возможно продолжительный период работы карьера, выделяются части поля, как этапы горных работ. Установленные коэффициенты вскрыши являются базовыми для моделирования горных работ во фрагментах 5, 6, и 8. По результатам моделирования во фрагментах 5 и 6 также выделяются части карьерного поля как этапы горных работ, но во фрагменте 7 и по условию минимального этапного

энергетического показателя на возможно продолжительный период работы карьера. Энергетические показатели по этапам являются базовыми для моделирования разработки во фрагменте 8, по результатам которого окончательно определяются этапы и их параметры.

По фрагменту 9 на основе показателей качества и количества энергии, установленной во фрагменте 8, выполняется расчёт машин и материалов по основным процессам производства.

Включение фрагмента 10 в структуру модели обусловлено тем, что при возникновении потребности в экономической оценке результата решения задачи управления развитием горных работ, такая оценка может быть выполнена. И с помощью рассма-триваемой модели могут быть внесены соответствующие изменения в порядок развития горных работ и техническую систему.

Базовая информация

Рассмотрим решение задачи управления развитием горных работ по крутопадающему месторождению (рис. 2). Его горно-геологические условия характеризуются следующим. Месторождение перекрыто четвертичными отложениями, находящимися в мёрзлом состоянии и характеризующимися средним значением прочности при сжатии 3,5 МПа, при растяжении -1,0 МПа. Их мощность составляет около 70 м. Породы, вмещающие месторождения, представлены осадочными напластованиями известняка, мергеля, доломита и их разновидностями. Характеризуются по напластованиям прочностью при сжатии 32,1-32,7 МПа, 41,1-43,1 МПа и 67,7 МПа. Рудообразующие породы - 30-50 МПа. Средняя плотность пород составляет: перекрывающих 2,0 т/м3, вмещающих 2,45 т/м3 и руды 2,29 т/м3. Проектная глубина карьера 500 м.

220

ИСХОДНАЯ ИНФОРМАЦИЯ

Хаэ

гор

сре,

актеристика

но-геологической

ды

Технические средства основных технологических процессов

Система вскрытия

I

I

Система разработки

Пара

поля

мате

метры карьерного графические риалы

-----------------п 2

Моделирование |

показателей прочности; ] (*си[, тср, стмб |

Моделирование энергетического параметра

Бурение ебУ

§ Взрывание

§ §■ Экскавация еэу

с Т ранспортирование Єту

Извлечение породы еу

0) Бурение Єбг

8 1 Взрывание евг

| 1 Экскавация еэг

2 § С 5 Т ранспортирование ®тг

Извлечение руды ег

1Гг

Моделі

карьер]

ирование отработки ного поля по условию тах£

I Моделирование отработки |

! карьерного поля по условию тт£ I

Рис. 1. Энергетическая модель управления развитием горных работ

Моделирование разра! поля: выделение этапе по условию извлечен объемов вскрышных Определение этапных

(эотки карьерного в горных работ Ия минимальных г)ород.

куо.і

| Вьщеление этапов гор I условию шах Г сог^ Е

ных работ по —> тіп

І.

I Моделирование отработки карьерного |

I поля по условию шт сопб^, Тх>Ток к \

I

[ Расчет потребности I технических средств;

в основных ах и

10

горных работ

____________и

Результаты моделирования ]

I

I ТЭО порядка развития

Карьерное поле вскрыто внешними траншеями, переходящими во внутренние съезды по спиральной форме трассы. Система разработки углубочная, с перемещением фронта работ по простиранию и в крест простирания рудного тела. Высота уступа 15 м. Ширина рабочей площадки колеблется от 30 до 60 м. Подготовка горной массы к экскавации осуществляется буровзрывным способом. Бурение взрывных скважин ведётся станками СБШ - 250МН-32; выемка и погрузка горной массы - экскаваторами механическая лопата с вместимостью ковша 815 м3, перемещение - автосамосвалами грузоподъёмностью 120-130 т.

Методическая основа

Логика моделирования показателей прочности (фрагмент 2) построена на следующем. При бурении взрывных скважин станками шарошечного бурения разрушение породы в забое происходит, в основном, в результате работы сжимающих напряжений, а при взрыве - сжимающих и растягивающих [6]. Поэтому показатель прочности при сжатии (ас) принимается

в качестве основного в моделировании прочностных характеристик пород карьерного поля. Его изменение зависит от глубины залегания пород (Н) [7-11]. Динамка показателя формализуется экспоненциальной и квадратичной зависимостями.

В [11] установлены три зоны изменения прочности пород: интенсивного уплотнения и упрочнения, ас (Н) описывается квадратичной зависимостью; замедленного приращения прочности - экспоненциальной зависимостью; практически неизменного состояния пород.

Зональность прочностных свойств пород достаточно четко просматривается и по месторождению, приведенному на рис. 2. Приняв средние значения ис по напластованиям пород в качестве математических ожиданий, с учётом закономерностей изменения этого показателя по [7-11], представляется возможным установить зависимость ас (Н) . На её основе по [12] моделируются

остальные показатели прочности.

Решение задачи по фрагменту 3 может быть осуществлено методом вычислительного эксперимента на основе теоретических закономерностей взаимодействия рабочего оборудования машины с горногеологической средой.

По процессу бурения взрывных скважин использовались известные теоретические положения разрушения породы на забое скважины шарошечным долотом и удаления продуктов разрушения. Исходя из общей закономерности потребляемой мощности при бурении скважины, удельная энергоёмкость процесса вычислялась по выражению:

Рис. 2. Профиль карьерного поля: 1, 2, 3 - контур граничный, залежи и рабочей зоны

е6 =( ^ + Nп + Nк ) / V,, (1)

где NB, Nп, Nк - потребляемая мощность приводами, соответственно, вращателя, подачи бурового става и компрессора, кВт; V, - техническая скорость бурения,

м/ч. При их расчёте использовалась методическая основа, изложенная в [13, 14].

По процессу разрушения породы взрывом вычисление значений удельного энергетического показателя eВ осуществлялось на основе удельного расхода взрывчатого вещества qВВ,

eв = qвв *евв , (2)

где евв - энергетический эквивалент взрывчатого вещества, Дж/кг.

По процессу экскавации в основу определения энергетического показателя экскавации горной массы был положен известный расчёт нагрузок на рабочее оборудование и мощности приводов главных механизмов экскаватора [13]. Удельная энергоёмкость процесса экскавации еэ определялась по выражению:

еэ = ('ENCвJ) / Qт, (3)

где NCBJ - средневзвешенная потребляемая мощность привода основного механизма I, кВт; Qт - техническая производительность экскаватора, м3/ч.

При обосновании вычисления энергетического параметра процесса транспортирования (вт) использовалось известное теоретическое положение о расходовании мощности двигателя автомобильного средства на подъём горной массы из карьера на высоту Н и преодоление сил вредного сопротивления. Вычисление показателя осуществлялось по выражению:

ет = [( ет +п)( ^0 + l000Hп)+ (4)

+ ( - ^ )К^т w0 ] gn l,

где kт,п - коэффициент соответственно тары и грузоподъёмности; Ь - расстояние

перемещения горной массы, м; w0 - основное удельное сопротивление движению автосамосвала, Н/кН; g - ускорение свободного падения, м/с2; Hп - высота подъёма горной массы, м; LT - длина участков спуска (торможения), м.

Модель предусматривает моделирование процесса разработки карьерного поля в четырёх её фрагментах: 4, 5, 6, и 8. Методический аспект этой части задачи освещен в работах [1-5]. Однако остановиться на нем кратко всё же имеет смысл, чтобы донести логику решения и целостность задачи. Поскольку условия и цели моделирования по фрагментам разные.

По фрагменту 4 моделирование выполняется на основе информации, содержащейся во фрагменте 1, с целью выделения частей карьерного поля, отработка которых будет характеризоваться минимально возможным коэффициентом вскрыши (minkV 0I) в течение периода максимальной продолжительности. В качестве методического инструмента используется известная зависимость А. И. Арсентьева 2V = f (ЪР). Параметр minkV0I

является базовым для моделирования разработки месторождения во фрагментах 5, 6 и 8.

Моделирование процесса разработки месторождения по фрагментам 5 и 6 выполняется с целью получения информации для установления области 0.Е возможной динамики энергетического параметра E при условии обеспечения производственной мощности карьера по полезному ископаемому и в соответствии с minkV 0I по горной массе. Первоначально моделируется разработка по условию max E (фрагмент 5): годовые объёмы полезного ископаемого QIT и вскрышных пород Vj Т формируют выемочными блоками полезного ископаемого RJKF и вскрышных пород VJKF с максимальным энергетическим показателем max EJ K F , где

I=1,m; m - число этапов горных работ, выделенных по min kV 01; T - год этапа. Затем

- по условию minE (фрагмент 6): Qit и Vit формируют блоками, имеющими min EJ K F . В итоге по каждому годовому объёму горной массы GIT имеется два значения энергетического показателя:

max EI.T и min EI.T .

На основе полученной информации устанавливают (фрагмент 7) распределения max IE = f (IG) и minIE = f (EG) , которые заключают область QE . Проводится её анализ в направлении установления максимальных интервалов равномерного распределения показателя E (обозначим E0.I ), которым в карьерном поле соответствуют его части, как этапы горных работ.

Моделирование по фрагменту 8 заключается в формировании в недрах карьерного поля выемочными блоками RJ K F и

VJ K F объёмов Qjj и VI Т по показателю качества полезного ископаемого а01 и энергетическому показателю E0.I . При этом

Sa — I а1 T — а01 1 , (5)

Se — I EI T - E01 l/ E0.I , (6)

где sa , se - допустимое отклонение показателей качества полезного ископаемого aIT и энергетического показателя EIT от их базовых значений соответственно а01 и E0I. Первое из них задано, а второе определено во фрагменте 7. Объёмами Qu и Vj Т формируются этапные объёмы полезного ископаемого Q0.I и вскрышных пород V01.

По фрагменту 9 выполняется расчёт машин и материалов ТБК по основным процессам разработки месторождения. В его основу положена зависимость мощности технической системы и потребляемой ей энергии в производственном процессе:

NK.IТ — ек.I Т^К.I .ТККЯ. 1.Т /3,6'10 Х (7)

уТ К k

л-1к. I .Т^КВ.1 .Т*-К2 .I .ТУ

где NKIT - мощность технической системы процесса k по этапу I в год Т, кВт; еК1Т - удельное количество энергии по процессу k по этапу I в год Т, Дж/м3; ЯК1Т - объём работы по процессу k по этапу I в год Т, м3; Кш 1Т - коэффициент резерва мощности технической системы по процессу к; TK.I Т - время работы технической системы в течение года по процессу ^ ч. ККВIТ - коэффициент использования рабочего времени технической системой по процессу ^ kKZ г Т - коэффициент загрузки мощности технической системы по процессу k.

При возникновении необходимости экономической оценки результатов управления развитием горных работ, она может быть выполнена по критериям: чистый дисконтированный доход, внутренняя ставка прибыли, срок окупаемости инвестиций и рентабельность.

Результаты моделирования.

Фрагмент 2. Первоначально по глубине залегания пород было выделено четыре зоны. Первая распространялась от поверхности на глубину 70 м, вторая - от 70 до 180 м, третья - от 180 до 255 м, четвёртая -от 255 до 540 м. При моделировании <гс (Н) на основе математических ожиданий ас "не стыковались" значения на границах смежных зон. При согласовании на границах, получались существенные отклонения по математическим ожиданиям. Поэтому в контурах карьерного поля по глубине залегания пород было выделено две зоны: зона перекрывающих пород и зона руды и вмещающих пород. В первой зоне изменение показателя ас характеризуется квадратичной зависимостью:

<гс1 = 0,1 + 0,0876Н + 0,0006Н2, (8)

во второй - экспоненциальной:

^2 = 25,36е(0’0013*Н), (9)

По моделям (1) и (2) были определены значения показателя ас для выемочных

блоков. Показатели ар = / (Н) и

тср = / (Н) моделировались по ас на

основе корреляционных зависимостей [12].

Фрагмент 3. Решение задачи осуществлено методом вычислительного эксперимента, в основу которого положены теоретические закономерности взаимодействия рабочего оборудования машины с горногеологической средой. Получены массивы значений энергетического показателя, которые были обработаны статистически и аппроксимированы соответствующими моделями (табл. 1).

По процессу экскавации показатель имеет постоянное значение, что предопределено условиями вычислительного эксперимента. Динамику свойств пород воспринимают на себя процессы бурения и взрывного разрушения, обеспечивая постоянство качества взорванной горной массы.

По моделям, приведенным в табл. 1, определялись значения суммарного энергетического показателя по всем процессам и присваивались выемочным блокам. Его изменение описывается линейной зависимостью,

Объём руды, млн. м3

e = 2,355918 + 0,038334#п + 0,002763L , (10)

Моделирование отработки карьерного поля по фрагменту 4 выполнено по двум предельным формам рабочей зоны карьера (РЗК): РЗК - один уступ, шт^и РЗК -

максимальное количество уступов, шах ф . Это позволило получить информацию для построения зависимости IV = f (IP)

(рис. 3), с помощью которой выделен этап горных работ с minkV 0I = 1м3/т, и продолжительностью отработки 19 лет, на рис. 3 характеризуется линией оа.

Решением задачи по фрагментам 5 и 6 были получены массивы информации {GIT ,шах EIT} и \GIT ,min EIT}, по которым во фрагменте 7 установлены распределения шах IE = f (IG) и

min IE = f (IG), заключающие в себе область Qe возможной динамики энергетического показателя. На рис. 4 QE ограничена линями 1 - max EIT и 2 -min EIT . Посредством её анализа было установлено, что отработка карьерного поля должна осуществляться тремя этапами. Это условие выражено на рис. 4 линией 3, характеризующей равномерное распределение энергетического параметра - количество энергии, приходящееся на годовой объём горной массы - на интервалах ab, bc и cd. Значения параметров по этим интервалам: G01 =106.903 млн. м3, T01 = 8 лет, E01 = 2.36597E+14 Дж; G02 = 120.261 млн. м3, T02 = 9 лет, E02 = 3.57435E+14 Дж; G03 = 46.939 млн. м3, T03 = 5 лет, E03 = 3.57706E+14 Дж - значения параметров этапов были приняты в качестве исходных для моделирования отработки

Рис. 3. Изменение объёма извлечения породы ^У от объёма извлечения руды ^ Р : 1 -

тахф, 2 - ттф, 3 - со^ку

Г орная масса, млн. м3

карьерного поля по фрагменту 8, где О, Т, Е - соответственно объём горной массы по этапу, продолжительность отработки и количество энергии на годовой объём горной массы.

Моделирование по фрагменту 8 было осуществлено для первого и второго этапов формированием годовых объёмов полезного ископаемого и вскрышных пород по базовому энергетическому параметру Е01, а этапных - по годовым объёмам. Распределение показателя качества полезного ископаемого по рудному массиву было принято равномерным. Результат отражён в графической форме на рис. 5.

Пяти процентное отклонение параметра Е1Т от базового Е01 считается допус-

Рис. 4. Изменение энергии I Ет от горной массы IОТ : 1 - тахЕ, 2 - тшЕ, 3 - Е0

тимым. С учётом этого первый этап сформирован на семь лет работы карьера со стабильными параметрами: производственная мощность по горной массе 13,36681 млн м3, энергетический параметр 17,092 МДж/м3, второй - на шесть, с параметрами соответственно 13,36681 млн. м3 и 26,104 МДж/м3.

Решение задачи по фрагменту 9 выполнено для этапа 1. Результаты представлены в табл. 2. Предварительно, с помощью зависимостей, приведенных в табл. 1, было осуществлено разложение энергетического параметра Е14 на составляющие по процессам бурения ЕБ1 т разрушения пород взрывом ЕВ1Т , экскавации ЕЭ1Т и транспортирования ЕТ1Т . По количеству энергии на годовой объём горной массы ЕК1Т выполнен расчёт потребного количества горных машин по основным процессам. По процессу разрушения пород взрывом определено количество взрывчатого вещества на годовой объём горных работ.

Рис. 5. Динамика удельного энергетического показателя по этапам горных работ: 1 - горная мас-

1 3

са; 2 - количество энергии на м горной массы; 3, 4 - допустимые значения энергетического показателя

Анализ результатов Полученные модели показателя прочности построены на закономерностях подтверждающих известные пред-

ставления об изменении прочностных свойств пород с глубиной залегания. Выполнены с целью: привнести эти изменения, в опосредованном виде, в ди-

намику энергетического параметра. Они не учитывают флуктуаций свойств, что может быть обнаружено в процессе их разработки эксплуатационной разведкой или при бурении взрывных скважин. Поэтому не могут быть использованы в текущем и оперативном планировании горных работ. Применение их в перспективном планировании или прогнозе вполне допустимо.

Модели энергетического параметра по процессам бурения и взрывного разрушения породы несут в себе ту же тенденцию, что и показатели прочности, характеризуются линейно-экспо-

ненциальной зависимостью. Они энергетически отражают динамику свойств пород. Их применение ограничено, допустимо только в перспективном планировании и прогнозе. Другое дело, модель энергетического параметра по процессу транспортирования, базирующаяся на информации точных замеров параметров-аргументов и нормативных характеристик условий работы машин. Коэффициент корреляции равен единице, почти функциональная зависимость. Но по виду модель линейная, что обусловлено линейным изменением параметров-

аргументов.

По удельному весу в общей энергетике процессы различаются существенно, доминирует транспортирование. Его доля, в зависимости от глубины извлечения горной массы, изменяется от 70 до 85 %, экскавации - от 20 до 14 %, БВР -от 9 до 6 %. Малая доля процессов бурения и разрушения обусловлена характеристиками прочности пород. И линейная динамика процесса транспортирования полностью нивелирует линейно-

экспонен-циальную динамику процессов БВР, общая модель энергетического параметра линейная.

Выделению частей карьерного поля, в пределах которых можно обеспечить извлечение полезного ископаемого с минимальным постоянным коэффициентом вскрыши в течение длительного пе-

риода, придавалось и придаётся большое значение. Во фрагменте 4 эта задача решена с помощью зависимости У(Р). Цель достигнута: период работы карьера с минимальным постоянным коэффициентом вскрыши составил 19 лет, при сроке его существования 26-27 лет.

Моделирование отработки карьерного поля по двум крайним условиям (тахЕ и штЕ), при извлечении базовых объёмов полезного ископаемого и вмещающих пород, позволяет корректно ограничить зависимостями тах ЕЕ = / (ЕО)

и т1п ЕЕ = / (ЕО) область ОЕ . Её анализ показал, что можно выделить три интервала, максимальных по величине, равномерного распределения параметра Е, каждый из которых соответствует своему этапу горных работ. Установленные во фрагменте 7 значения параметра Е01 соответствуют средним по годовым объёмам горной массы, заключённым в контурах выделенных этапов. Положение объёмов горной массы, по годам извлечения, не известно. Оно определяется во фрагменте 8.

Во фрагментах 5 и 6 моделирование разработки карьерного поля осуществлялось по двум базовым параметрам, во фрагменте 8 - по трём, третий -Е01. Его введение наложило ограничение на формирование в пространстве карьерного поля этапных объёмов. Этап 1 удалось смоделировать на семь, а этап 2 на шесть лет работы карьера со стабильным энергетическим параметром, достигнуто тремя прогонами. Вследствие чего объёмы этапов и периоды их отработки оказались меньше базовых, установленных во фрагменте 7.

Переход от энергетического уровня горных работ по этапу 1 к энергетическому уровню по этапу 2 является сложным. Это обусловлено тем, что к концу этапа накапливается отложенное извлечение породы с относительно высокой энергоёмкостью для текущего и относительно низкой для последующего этапа.

Стыковой период составил три года. За пределы области допустимых отклонений выходят значения текущего энергетического параметра по трём годам. На последнем году этапа 1 величина запредельного отклонения составляет 2,53 %, на первом и втором годах этапа 2 - 6,24 и 0,6 %. Сказалась большая разница по энергетическим уровням этапов, которая составила 1,20454Е+14 Дж или 52,72 %.

Приведенные в табл. 3 результаты решения задачи по фрагменту 9 представляются правдоподобными. Демонстрируют прямую связь между энергией процесса, достаточной для требуемого изменения состояния горно-

геологической среды, и необходимой мощности его технической системы для достижения этого изменения.

В рассмотренном случае потребности в экономической оценке результатов моделирования не возникло. Отсутствуют вариации по вскрытию карьерного поля, системе разработки и её параметрам, горным машинам и т. п. Задача заключалась в раскрытии сущности модели, её методического обеспечения и

1. Курленя М.В., Медведев М.Л. Динамика и стабильность горных работ при открытой разработке крутопадающих месторождений //Физикотехнические проблемы разработки полезных ископаемых. - 2000. - №6. - С. 59-70.

2. Курленя М.В., Медведев М.Л. Условия стабильной работы карьера // Перспективные материалы, технологии, конструкции, экономика: Сб. научных трудов под общей ред. В.В. Стацуры. -Красноярск. - КГАЦМиЗ.- 2001. - вып.7. - С. 306

- 308.

3. Курленя М.В., Медведев М.Л. Динамика и стабильность горных работ // Актуальные проблемы разработки кимберлитовых месторождений: современное состояние и перспективы решения. Материалы Международной научно-

практической конференции " Мирный - 2001", 1-9 июля 2001г. - Мирный, 2001. - С. 56 - 58.

4. Курленя М.В., Медведев М.Л. Динамика и стабильность горных работ как проявление условий добычи полезных ископаемых // Горный ин-

показа применения в части выделения этапов по условию стабильности и согласованности параметров горных работ и ТБК на период максимальной продолжительности. Эта задача выполнена, работоспособность модели продемонстрирована. Включение вариаций обусловило бы перегрузку, увеличение работы в объёме.

Заключение

Полученные результаты демонстрируют реальную возможность эффективного управления отработкой крутопадающего месторождения на основе энергетического подхода при помощи предложенного инструмента. При этом решаются две проблемные задачи:

- формирование в недрах карьерного поля этапов его отработки с целевыми параметрами;

- обоснование обеспечения отработки этапов основными техническими средствами, в основу которого положен принцип прямой энергетической связи воздействующей и изменяющейся систем.

--------------- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

формационно-аналитический бюллетень, 2003. -№ 7. - С. 131-135.

5. Медведев М.Л. Развитие методов управления режимом горных работ // Изв. Вузов. Горный журнал, 1995. - № 2. - С. 50-53.

6. Гончаров С.А., Клюка Ф.И. Пути снижения энергозатрат при разработке железорудных месторождений // Горный журнал, 1999. - № 7. - С. 4-6.

7. Прогнозирование механических свойств пород железорудных месторождений / И.Л. Выстро-пов, Н. П. Ершов, В.Г. Зотеев, В.Н. Морозов, М.П. Скачков // Горный журнал, 1976. - № 5. - 44-48.

8. Изменение прочностных свойств и состава пород Байдаевского района / Пельдяков И. С., Во-робъёва А.Г., Пельдяков Н.И. //Интенсификация технологических процессов в металлургическом, горном и строительном производствах. Тез. Докл. Науч.-технич. Конференции, посвящённой 50-летию Сибирского металлургического института.

- Новокузнецк, 1980. - С. 209 -210.

9. Борщ-Компаниец А.В. Прогнозирование прочностных свойств горных пород // Известия вузов. Горный журнал, 1985. - № 9. - С. 140-141.

10. Влияние физико-механических свойств горных пород на параметры взрывной отбойки при проведении горных выработок / А.П. Андриевский, В.Ф. Петров, Ю.И. Николаев // Сборник докладов Международной конференции по открытым горным, земляным и дорожным работам.

- М.: 1994. - С. 107-119.

11. Прогнозирование геомеханических условий разработки месторождений Кузбасса на

больших глубинах / Шумпф Г. Г., Рыжков Ю. А., Гоголин В. А. // Известия вузов. Горный журнал, 1996. - № 12. - С. 8-14.

12. Распределение и корреляция показателей физических свойств горных пород: Справочное пособие / М. М. Протодьяконов, Р. И. Тедер, Е. И. Ильницкая и др. - М.: Недра, 1981. - с. 192.

13. Подэрни Р.Ю. Горные машины и автоматизированные комплексы для открытых работ. -М.: Недра, 1979. - С. 615.

14. Справочник открытые горные работы. М.: Недра, 1994.

— Коротко об авторах --------------------------------------------------------------

Курленя М.В. - академик РАН, ИГД СО РАН, г. Новосибирск,

Медведев М.Л. - ведущий научный сотрудник, кандидат технических наук, ИХХТ СО РАН, Васильева В.Г. - ведущий математик, ИХХТ СО РАН.

------------------------------------- ДИССЕРТАЦИИ

ТЕКУЩАЯ ИНФОРМАЦИЯ О ЗАЩИТАХ ДИССЕРТАЦИЙ ПО ГОРНОМУ ДЕЛУ И СМЕЖНЫМ ВОПРОСАМ

Автор

Название работы

Специальность

Ученая степень

ПЕТЕРБУРГСКИМ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ УНИВЕРСИТЕТ ПУТЕЙ СООБЩЕНИЯ МПС РФ

ДЕМИН Экспериментальное и теоретическое ис- 05.23.17 к.т.н.

Владимир следование напряженно-

Анатольевич деформированного состояния двухфазной

вязкоупругой среды

ОАО НПО «БУРЕНИЕ.»

ШТАХОВ Совершенствование технологий и техни- 25.00.15 к.т.н.

Евгений ческих средств для восстановления герме-

Николаевич тичности обсадных колонн

Таблица 1

Модели энергетического показателя по технологическим процессам

№ п. п. Технологический процесс Модель энергетического показателя Размерность Коэффициент корреляции Критерий Фишера

1 Бурение взрывных скважин: отм. 620 -545 м отм. 545 - 120 м 0,3485 + 0,0004H - 0,0016exp (-0,0186H ) 0,4068 + 0,0002 H - 0,0019 exp (0,00012H ) МДж/м3 0,92 1243,85

2 Разрушение пород взрывом: отм. 620 -545 м отм. 545 - 120 м -0,0478 + 0,0022H -0,0107exp(0,005H) 0,1374 + 0,00 5H - 0,0565 exp (0,0003 6H ) МДж/м3 0,957 449,2

3 Экскавация Константа: 2,1312 МДж/м3

4 Транспортирование * (0, 013925 22H + 0,00108444L )y МДж/м3 1 3,6706 E+21

)* у - плотность породы в целике, т/м3

Таблица 2

Этап § — Объём извлекаемой горной массы, 3 млн. м Бурение взрывных скважин Разрушение пород взрывом Экскавация горной массы Транспорт горной массы

Количество энергии, Дж Количество СБШ-250-32, ед. Количество энергии, Дж Количество ВВ, т. Количество энергии, Дж Количество ЭКГ-8и/ЭКГ-15, ед. * Количество энергии, Дж Количество БелАЗ-7512, ед.

1 12,05337 5,703Е+12 8,696 5,367Е+12 1278 3,050Е+13 3,64/4,47 1,175Е+14 52,77

2 13,36681 5,717Е+12 8,686 5,429Е+12 1293 3,062Е+13 3,64/4,47 1,187Е+14 54,50

1 3 13,36681 5,740Е+12 8,721 5,687Е+12 1354 3,062Е+13 3,64/4,47 1,226Е+14 55,04

4 13,36681 5,709Е+12 8,686 4,967Е+12 1183 3,062Е+13 3,64/4,47 1,255Е+14 55,81

5 13,36681 5,729Е+12 8,704 5,543Е+12 1320 3,063Е+13 3,64/4,47 1,279Е+14 56,41

6 13,36681 5,731Е+12 8,707 5,232Е+12 1246 3,063Е+13 3,64/4,47 1,259Е+14 57,31

7 13,36681 5,815Е+12 8,835 6,313Е+12 1503 3,063Е+13 3,64/4,47 1,301Е+14 58,26

8 13,36681 5,852Е+12 8,890 6,890Е+12 1641 3,063Е+13 3,64/4,47 1,355Е+14 60,21

)*- в числителе ЭКГ-8и, в знаменателе ЭКГ-15