Содержание к диссертации
Введение
1. Состояние вопроса, задачи и методы исследований 6
1.1. Орнотехнические условия 6
1.2. Технологии подземной разработки рудных месторождений 8
1.2.1. Системы разработки с обрушением руд и вмещающих пород 8
1.2.2. Параметры подэтажного обрушения и их влияние на показатели извлечения при торцевом выпуске руды 16
1.2.3. Системы разработки с закладкой 18
1.3 Задачи и методы исследований 21
2. Распределение полезного компонента и влияние этого фактора на показатели извлечения руды 23
2.1. Методика расчетов показателей извлечения руды из недр 23
2.2. Распределение полезного компонента в рудном теле 29
2.3. Характеристика участков с повышенным содержанием ni 35
2.4. Оценка влияния показателей извлечения на эффективность очистной выемки 41
3 Валовая и избирательная выемка руды 47
3.1. Моделирование выпуска рудной массы 47
3.2. Моделирование торцевого выпуска при подготовке подэтажа штреками 53
3.3. Моделирование торцевого выпуска при подготовке подэтажа ортами 57
3.4 Выбор технологических решений при применении технологий с обрушением 60
4. Обоснование выбора технологических и конструктивных решений 68
4.1 Изменение показателей извлечения из недр и влияние на них технологических решений 68
4.1.1. Система подэтажного обрушения с камерно-целиковым порядком выемки (двухстадийная выемка запасов) 68
4.1.2. Система подэтажного обрушения с торцевым выпуском руды 70
4.2. Варианты систем разработки возможные к применению в условиях ждановского месторождения 71
4.2.1. Система этажного принудительного обрушения 71
4.2.2. Система подэтажного обрушения с торцевым выпуском (вариант с развитием очистной выемки от лежачего бока к висячему) 75
4.2.3. Система разработки с возведением бутобетонных целиков 79
4.2.4. Двухстадийная отработка системами с закладкой и обрушением (вариант с опережающей выемкой зон с повышенным содержанием) 87
4.3. Технико-экономическая оценка предлагаемых технологических решений 90
Заключение 96
- Технологии подземной разработки рудных месторождений
- Распределение полезного компонента в рудном теле
- Моделирование торцевого выпуска при подготовке подэтажа штреками
- Варианты систем разработки возможные к применению в условиях ждановского месторождения
Введение к работе
Актуальность работы: При подземной разработке рудных месторождений полезных ископаемых одним из эффективных решений задачи рационального использования недр является применение систем разработки с закладкой выработанного пространства, позволяющих повысить количественные и качественные показатели извлечения. Однако, применение этих технологий связано с существенными затратами и целесообразно при разработке высокоценных руд редких и цветных металлов.
Отечественный и зарубежный опыт свидетельствует о том, что при отработке руд с невысокой извлекаемой ценностью и отсутствием в границах шахтного отвода природных и промышленных объектов, подлежащих охране от вредного влияния горных работ, целесообразнее с экономической точки зрения применять технологии, предусматривающие массовое обрушение руды и вмещающих пород. Системы данного класса отличаются хорошими показателями по затратам на добычу руды, производительности труда и интенсивности разработки месторождения, а также позволяют эффективно управлять горным давлением посредством обрушения налегающей толщи. Однако к существенным их недостаткам, помимо собственно обрушения земной поверхности, относят и низкие показатели извлечения полезного ископаемого из недр (потери на ряде рудников достигают 20%, а разубоживание - 20-45%).
В современных условиях, когда потребность в цветных металлах резко возрастает, интенсификация использования сырьевых ресурсов при извлечении полезных ископаемых из недр с высокими потерями влечет за собой необходимость строительства новых горнодобывающих предприятий предназначенных для компенсации недополученной продукции. Помимо существенного экономического ущерба от потерь необходимость строительства новых предприятий ведет к отторжению новых земель и ухудшению экологии горнодобывающих регионов.
Не меньшее значение имеет снижение качества горной массы, которое наносит значительный экономический ущерб при добыче и переработке.
Для месторождений с неравномерным распределением полезного компонента в контуре рудного тела решением проблемы снижения потерь и разубоживания при использовании систем с массовым обрушением руды и вмещающих пород может стать применение комбинированных технологий со стадийной выемкой полезного ископаемого.
Учитывая, что обеспечение высоких показателей извлечения полезных ископаемых - одна из существенных экономических и экологических задач рационального использования недр, обоснование и выбор технологии разработки месторождений с неравномерным распределением полезного компонента по мощности залежи является актуальной научной задачей.
Идея работы заключается в учете распределения полезного компонента по мощности рудной залежи для обоснования порядка очистных работ, обеспечивающих опережающую выемку богатых руд путем изменения параметров горизонта выпуска.
Цель работы заключается в обосновании параметров и разработке технологии подэтажного принудительного обрушения на месторождениях полезных ископаемых с неравномерным оруденением при подготовке штреками и диагональными ортами, предусматривающей опережение подработки вмещающих пород по висячему боку.
Научные положения, разработанные лично соискателем:
- при отработке запасов рудных месторождений системами с подэтажным
обрушением параметры и порядок очистной выемки должны учитывать
изменение качества оруденения по мощности рудных тел и предусматривать
опережающую отработку зон с высоким содержанием полезного компонента
путем применения орто-штрековой подготовки горизонта выпуска;
- снижение уровня потерь и разубоживания руды обеспечивается
комбинированной (орто-штрековой) подготовкой горизонта выпуска с
развитием очистной выемки от богатых руд к рядовым и сортовой их выемкой;
- применение технологий предусматривающих опережающее извлечение
руд с повышенным содержанием полезного компонента целесообразно при его
превышении по сравнению со средним не менее чем на 20%.
Научная новизна исследований заключается в следующем:
- установлены изменения качественных показателей извлечения рудной
массы в зависимости от направления очистной выемки рудных тел с
неравномерным оруденением;
- обоснован порядок очистной выемки руды, предполагающий при
подготовке подэтажа ортами развитие добычи от зон с повышенным
содержанием полезного компонента, что позволяет увеличить выход металла из
них по сравнению с валовой выемкой при подготовке штреками более чем на
15%;
установлена область рационального применения технологий предполагающих опережающую (сортовую) выемку зон с повышенным содержанием полезного компонента в условиях неравномерного оруденения залежи.
Методы исследований включают: анализ и теоретическое обобщение мирового опыта подземной разработки рудных месторождений системами с принудительным обрушением; физическое и компьютерное моделирование при определении показателей извлечения и выборе параметров системы разработки; технико-экономический анализ и сравнительная оценка вариантов систем разработки, применение которых возможно в данных горнотехнических условиях.
Обоснованность и достоверность научных положений, выводов и рекомендаций подтверждается:
- анализом мирового опыта подземной разработки руд системами с
подэтажным принудительным обрушением;
- результатами анализа статистических и экспериментальных данных и их
математической обработкой;
- удовлетворительной сходимостью (75%) результатов теоретических исследований и аналитических расчетов с данными физического и стохастического моделирования.
Научное значение работы заключается в установлении зависимости влияния сортовой выемки в условиях неравномерного оруденения на количественные и качественные показатели извлечения полезного компонента из недр.
Практическое значение работы заключается в разработке технологии и порядка очистной выемки позволяющей повысить качественные показатели извлечения полезных ископаемых при применении системы подэтажного обрушения с торцевым выпуском руды.
Реализация работы. Разработанные в диссертации технологические решения могут быть использованы на рудниках отрабатывающих месторождения с неравномерной концентрацией полезного компонента в пределах выемочной мощности и рекомендованы, в частности, для условий Ждановского месторождения сульфидных медно-никелевых руд.
Апробация работы. Основное содержание работы и ее отдельные положения докладывались и получили одобрения на международных конференциях «Неделя горняка» (2002-2005гг.), научных семинарах кафедры «Технология, механизация и организация подземной разработки рудных месторождений» МГТУ(2002 - 2004гг.)
Публикации. По теме диссертации опубликовано 4 статьи.
Структура и объем диссертации. Диссертация состоит из введения, четырех глав, заключения и содержит 30 рисунков, 23 таблицы, список литературы из 79 наименований.
Технологии подземной разработки рудных месторождений
На подземных рудниках СНГ удельное значение систем с обрушением j за предыдущий период эксплуатации месторождений составляет не менее 1/3 и в последнее время увеличивается. Их применяют при отработке железных и фосфатных руд на рудниках ПО «Апатит», Кривбаса, Горной Шории, на ряде рудников цветной металлургии и других предприятиях России и зарубежных стран, ведущих подземную разработку полезных ископаемых. Наиболее широкое распространение в зарубежной и отечественной практике получил послойно-торцевой способ выпуска руды [1-3,9,20,26,29]. Опыт работы ряда рудников показывает, что вариант послойно-торцевого выпуска руды (рис. 1.1.) можно применять для отработки рудных тел с различной устойчивостью руд и вмещающих пород [4,10,21,27,30]. Применение системы подэтажного обрушения с торцевым выпуском на железных рудниках Швеции постоянно возрастает, в частности, на руднике «Кируна» добыча руды этим способом достигает более 2 млн.т. в год [7,30]. За рубежом при системах разработки с торцевым выпуском руды применяется в основном самоходное оборудование [11,16]. В период внедрения самоходного оборудования на руднике «Джерси» (Канада) установлено, что наиболее эффективно работают погрузочные машины при хорошо дробленой руде с кусковатостью до 460 мм. Модернизация «шведского» варианта торцевого выпуска, привела к созданию технологии с использованием надштрекового целика, которая позволяет резко увеличить высоту выпускаемого слоя и применять высокопроизводительное оборудование при выпуске и доставке руды [8,12,14,15, 17-19]. В качестве примеров на рис. 1.1, 1.2, 1.3, 1.4. приведены наиболее распространенные варианты систем подэтажного обрушения с торцевым выпуском руды. Основные показатели и некоторые параметры системы разработки приведены в табл. 1.2. [2,3,7,14,21,27,55,59-64].
Параметры системы подэтажного обрушения взаимосвязаны с горнотехническими условиями, предел их изменения достаточно широк. На руднике «Гарпенберг» (Швеция) отработка полиметаллического месторождения ведется при следующих параметрах системы: высота этажа - 40 м, подэтажа 6 м, расстояние между ортами -9 м. Направление работ от висячего бока к лежачему. Отбитую руду грузят ковшовыми погрузчиками в самоходные вагоны. На руднике «Юбилейный» Хрустальненского ГОКа применяли систему подэтажного обрушения с торцевым выпуском руды для отработки мощного штокверка. Буродоставочные выработки располагались в шахматном порядке, высота подэтажа составляла 20 м при толщине отбитого слоя до 3,6 м. Расстояние между буродоставочными выработками 10-12 м, потери руды 16%, разубоживание 24,5%. В процессе исследований институтом ЦНИИолово установлены оптимальные параметры системы: форма забоя ромбовидная, высота подэтажа 10-13 м, расстояние между ортами 10-12 м, толщина отбиваемого за один раз слоя 3,5-3,7 м. В результате снизился выход негабарита, производительность доставки возросла, потери руды составили 5-6%, разубоживание составило 14-16% [27]. На ряде предприятий получили распространение различные модификации подэтажного обрушения с торцевым выпуском. Так, на руднике Шерегеш, испытывался вариант с треугольной подсечкой, который рекомендован для отработки однородных по составу руд. На Салаирском руднике системой подэтажного обрушения отрабатывали крутую мощную залежь, с ромбовидной конфигурацией забоя. Основные параметры выпуска: высота этажа 50-60 м, длина панели 56 м, высота подэтажа 15-20 м, расстояние между доставочными выработками 12-15 м.
Потери руды 16%, разубоживание 11,5 %. Анализ практики применения систем подэтажного обрушения показывает, что наибольшее распространение получил «шведский» вариант с послойно-торцевым выпуском руды. При его применении достигаются минимальные величины потерь и разубоживания. Это высокомеханизированный и простой в реализации метод разработки, позволяющий надежно управлять количественными и качественными показателями извлечения руды. Исследования по установлению конструктивных параметров вариантов системы подэтажного обрушения с торцевым выпуском, способов отбойки и доставки руды осуществлялись, в основном, применительно к условиям мощных и средней мощности месторождений с устойчивыми рудами. Показатели извлечения рудной массы при торцевом выпуске зависят от высоты и ширины забоя, толщины и количества отбиваемой за один прием руды. Кроме того, влияние оказывают направление развития горных работ в горизонтальной и вертикальной плоскостях, диаметр взрывных скважин, количество одновременно отрабатываемых секций и др. При отработке крутых залежей средней мощности системами с торцевым выпуском руды с увеличением высоты подэтажа уменьшаются потери и разубоживание руды. С увеличением толщины отбиваемого слоя разубоживание снижается, а потери растут [19,20,22,24,31]. Установлено, что выпуск руды из одиночного выпускного отверстия происходит из объема, представляющего по своей форме элипсоид вращения с вытянутой вертикальной осью. Эффективность выпуска руды из нескольких смежных отверстий зависит от расстояния между осями. Руда, оставшаяся вне сферы влияния выпускных отверстий, теряется. На практике, для уменьшения потерь руды смежные выпускные отверстия необходимо располагать на оптимальном расстоянии друг от друга с тем, чтобы сферы их влияния (эллипсоиды выпуска) взаимно пересекались.
При выпуске обрушенной руды необходимо, чтобы поверхность контакта руда - налегающая порода перемещалась, сохраняя горизонтальное положение, что гарантирует более полное извлечение чистой руды до начала разубоживания. Неравномерный выпуск обрушенной руды искажает фигуры выпуска и ведет к снижению извлечения руды из блоков [ 25,28,34,35]. При двух поверхностях контакта обрушенной руды с налегающими породами, горизонтальном и вертикальном, равномерный выпуск руды может вызвать преждевременное боковое разубоживание руды в выпускных отверстиях, граничащих с боковой поверхностью контакта. Во избежание этого, равномерный выпуск следует производить из всех выпускных отверстий подэтажа, кроме ряда отверстий, прилегающих к боковой поверхности контакта. Этим создается защитная толща руды, предохраняющая от бокового разубоживания. Выпуск руды из боковых отверстий, начинают после достижения горизонтальным контактом критической высоты. Как показала практика, для обеспечения высоких показателей извлечения необходимо предварительное разрыхление рудного слоя за счет частичного выпуска из всех выпускных отверстий. Разрыхление рекомендуется производить, начиная от бокового контакта с обрушенными породами параллельно фронту отбойки в направлении к рудному массиву. Увеличение толщины отбиваемого слоя ухудшает показатели выпуска, однако при одновременном увеличении высоты подэтажа - показатели выпуска улучшаютс. Так, в условиях рудника «Кируна» оптимальное значение толщины отбиваемого слоя, при высоте подэтажа -15 м составляет 3 м, а при высоте 30 м составляет 5 м. В процессе анализа выпуска руды на подземных рудниках «Апатит», установлено, что решающее влияние на потери руды оказывает угол наклона слоя, а на разубоживание - высота слоя [33,36,37,41]. Коэффициент вытянутости эллипсоида выпуска возрастает с увеличением сил трения и особенно сцепления, а также с увеличением объема элипсоида.
При увеличении плотности руды, фигуры разрыхления и выпуска приобретают вытянутую форму, а угол выпуска становится более крутым [31,38,40,42,44]. Силы трения и сцепления между частицами оказывают сопротивление первоначальному сдвигу частиц с места и их дальнейшему движению [ 32,43,45,46-48,50]. Процесс истечения материала в таких условиях происходит с нарушением состояния равновесия. Как известно, сопротивление сыпучей среды сдвигу находится в зависимости от ее плотности. С возрастанием плотности увеличиваются силы внутреннего трения, что способствует ухудшению условий истечения отбитой руды и приводит к сужению сфер влияния выпускного отверстия [33,49,51,52]. Большое влияние на показатели извлечения при торцевом выпуске, оказывает гранулометрический состав руды и породы [23,32,43,53]. 1.2.3. Системы разработки с закладкой В настоящее время при подземной разработке запасов отнесенных к шахтному полю рудника «Северный» применяют технологии, предусматривающие стадийную выемку с твердеющей закладкой выработанного пространства. Поскольку эти технологии возможны к применению при разработке запасов Ждановского месторождения, рассмотрим основные системы этого класса, современные тенденции их развития и применения на подземных рудниках.
Распределение полезного компонента в рудном теле
Основными полезными компонентами в рудах, рассматриваемых месторождений являются никель, медь и кобальт. Минералом-концентратором Ni и Со в рудах является пентландит. Среднее содержание Ni в пентландите составляет 33,4%, Со - 1,16%. Главным медесодержащим минералом является халькопирит, содержащим около 34,4% Си. Попутные полезные компоненты представлены золотом, серебром, платиной, палладием, родием, селеном и теллуром. Содержание вредных примесей в рудах находится в пределах допустимых значений. Важной особенностью строения всех рудных тел Ждановского и Тундрового месторождений является закономерное уменьшение содержания Анализ, проведенный в разделе 2.2, показывает, что со стороны лежачего бока наблюдается значительное повышение содержания Ni, связанное с наличием богатых густовкрапленных и брекчиевидных руд. Можно выделить богатые участки и дать их более полную характеристику. Условно ограничим зону с высоким содержанием полезного компонента значением 0,8% по Ni (бортовое содержание Ni 0,5%), которое является средним показателем содержания для всех включаемых в разработку запасов по месторождению в целом. При этом мощность выделенного участка составит: - 2,2 м (скв. 1407), -4,8 м (скв. 1483), - 7 м (скв. 70/81) (рис. 2.4 - 2.6). Среднее содержание Ni в выделенной зоне соответственно составит: 0,662% (скв. 1407); 1,055% (скв. 1483); 1,129% (скв. 70/81). Средневзвешенное содержание Ni по всем скважинам - 1,03% Подобное распределение полезного компонента характерно для всех рудных тел Ждановского и Тундрового месторождений, что подтверждается данными геологоразведочного бурения.
В связи с этим, при анализе горнотехнических условий с целью выбора технологии отработки месторождений, участки с повышенным содержанием полезного компонента могут быть рассмотренны в виде жилы мощностью порядка 4 м. Средняя мощность рудных тел по месторождению составляет 20,1 м. Таким образом, при отработке месторождений до абсолютной отметки - 430 м около 20% всех запасов находится в зоне со средним содержанием Ni - 1,03%. В оставшейся же части запасов, средняя мощность которых составляет 16м, содержание будет находиться в пределах 0,717%. Из общих запасов месторождений, предназначенных для отработки подземным способом до абсолютной отм. -430м. (табл. 2.2), запасы, отнесенные к категории с повышенным содержанием полезного компонента, составят 22,4 млн.т. руды. Запасы с рядовым содержанием - 89,7 млн.т. На рис. 2.7 . представлены разрез вкрест простирания рудного тела и план горизонта с выделенными зонами повышенного содержания Ni. Как известно, чем выше уровень потерь и разубоживания руды, тем ниже доход от разработки месторождения. Однако оба эти показателя неравномерно влияют на его изменение. Известно также , что при применении технологий с обрушением руд и вмещающих пород показатели извлечения взаимосвязаны между собой. Чем больше потери, тем меньше разубоживание и наоборот. Следовательно пржде, чем нормировать уровень потерь и разубоживания необходимо определить, какой из этих показателей оказывает большее влияние на общий доход от разработки месторождения.
В табл. 2.3 - 2.7 и на рис. 2.8- 2.12 представены графики, показывающие изменение дохода в зависимости, соответственно: от изменения себестоимости в установленных пределах при заданных уровнях потерь и разубоживания; от изменения разубоживания при заданных уровнях потерь и себестоимости; от изменения потерь, при заданных уровнях себестоимости и разубоживания. При анализе данных представленных в таблицах и на рисунках, можно установить, что даже при относительно низком содержании полезного компонента в руде, увеличение потерь более существенно влияет на уровень потерь дохода, чем увеличение разубоживания. Таким образом, при разработке руд Ждановского месторождения следует применять технологии, позволяющие повысить извлечение из недр, что весьма проблематично обеспечить при применении только систем с обрушением, т.е. в реальном диапазоне изменения показателей извлечения для систем с обрушением и закладкой, технологии с их комбинацией могут иметь предпочтение. К применению возможны также варианты предусматривающие избирательную выемку при подэтажном обрушении руд и вмещающих пород. При разработке методики моделирования выпуска рудной массы были учтены следующие основные положения, разработанные различными авторами ранее проведенных исследований [6,10,12,19,20,31,34,39,58,65]: при торцевом выпуске руды, когда ширина выпускного отверстия в несколько раз превышает его активную высоту, фигура выпуска в начале имеет форму двухосного эллипсоида, переходя в эллипсоид вращения, усеченный плоскостями необрушенного массива; большая ось эллипсоида при торцевом выпуске с послойной отбойкой руды отклоняется от плоскости очистного забоя при углах наклона последней 80 и 90; при угле наклона плоскости очистного забоя 100, а также при торцевом выпуске с массовой отбойкой руды, большая ось фигуры выпуска занимает вертикальное положение; при торцевом выпуске с послойно -опережающей отбойкой ось фигуры может занимать вертикальное или крутонаклонное положение в зависимости от длины целика (козырька) над выпускной выработкой; изменение ширины и толщины фигуры выпуска в зависимости от ее высоты (в пределах исследуемых значений) имеет прямолинейный характер; толщина фигуры выпуска по мере роста ее высоты при торцевом выпуске с опережающей и массовой отбойкой руды увеличивается с большей интенсивностью, чем при торцевом выпуске с послойной отбойкой; ширина фигуры выпуска при равной высоте эллипсоидов имеет одинаковые размеры и не зависит от вариантов системы разработки при подэтажном обрушении с торцевым выпуском руды. В настоящее время, изучение параметров выпуска рудной массы осуществляется, в основном, по методу Г.Н.
Кузнецова, который основан на использовании эквивалентных материалов в статических моделях. Метод апробирован и нашел широкое применение в практике [8,42,54,57,66-68]. При моделировании выпуска необходимо соблюдение законов механического подобия систем, включающих кинематическое, динамическое и геометрическое подобие. В этом случае правильный выбор констант подобия возможен при наличии уравнений связи, характеризующих исследуемый процесс моделирования. Основным условием при исследовании закономерностей истечения в процессе моделирования выпуска является подобие конструктивных элементов модели, гранулометрического состава и равенства в модели и натуре углов внутреннего трения и трения о стенки. Опыты следует проводить по наиболее простой и одинаковой для всех моделей механической схеме, характеризуемой наименьшим числом действующих факторов[24,30, 50,51, 54]. Для решения этой задачи необходимо знать гранулометрический состав отбитой руды, получаемый в натуре при разработке месторождения. Несоблюдение этого условия ведет к искажению процесса выпуска, так как, применяя более однородный материал, можно получить непрерывное истечение, что в производственных условиях практически исключается. Подбор материала модели с нужным углом внутреннего трения осуществляется исключением из материала пылеватых фракций и частиц менее 1мм. В этом случае не нарушается геометрическое подобие движения руды в очистном пространстве, так как куски руды менее 100 мм в натуре не влияют на ее истечение [24, 53]. Масштаб моделирования коэффициента разрыхления при исследовании выпуска соблюдается автоматически при условии равенства углов естественного откоса модели и натуры, так как в насыпном виде для кусковатого материала углы естественного откоса в модели и натуре примерно равны углам внутреннего трения [37, 44, 45,48].
Моделирование торцевого выпуска при подготовке подэтажа штреками
Подготовка модели заключалась в распределении материала, представляющего нерудные и рудные прослои, соответствующие геологическим параметрам рудного тела в натуре [69,70]. Поскольку руда с повышенным содержанием полезного компонента приурочена к лежачему боку, для нас, прежде всего, представляют интерес параметры подэтажного обрушения и показатели извлечения в процессе торцевого выпуска в этой зоне. Учитывая, что средняя ширина этой зоны изменяется в пределах 3,5-4 метров и практически вся богатая руда попадает в зону влияния крайнего полевого штрека, расположенного во вмещающих породах лежачего бока моделирование проводили с таким расчетом, чтобы получить наилучшие показатели извлечения именно в этой зоне. Показатели извлечения при выпуске рядовой руды, как показано в главе 2 оказывают меньшее влияние на экономические показатели системы разработки. Поэтому параметры выпуска рядовой руды соответствуют параметрам, принимаемым для участка с повышенным содержанием полезного компонента. Заполнение модели проводили в следующем порядке (рис.3.2). Вначале засыпали материал имитирующий породу. Создавая контакт с рудой под углом 47 градусов, под этим же углом отсыпали рудный слой, толщина которого соответствовала средней мощности богатой зоны, а оставшийся объем заполняли материалом, представляющим рядовую руду.
Рудную массу выпускали неравномерно, объем первой дозы определялся появлением в ковше руды. В дальнейшем объем дозы составлял 250 см . При разубоживании в дозе 250 см - 50%, объем выпуска снижали до 100 см3. Процесс моделирования выпуска рудной массы прекращали, когда разубоживание в дозе 100 см3 составляло 80 %. Снижение объема дозы выпуска позволяло повысить точность измерений. Обрушение рудной массы следующих блоков имитировали резким выдвижением выработки на величину выпускаемого слоя. Толщина пустыми породами. Этот вариант имеет то преимущество, что развитие работ от висячего бока позволяет избежать концентрации напряжений на горизонте выпуска, вызываемых формируемой консолью подработанных вмещающих пород. Однако как показали результаты моделирования, при развитии работ от висячего бока к лежачему, показатели извлечения руды из зоны с повышенным содержанием полезного компонента не только не улучшилось, но по результатам некоторых опытов даже оказалось ниже, чем при подготовке штреками [77-79]. Таким образом, необходимо было найти решение, которое позволило бы в первую очередь обеспечить наилучшие показатели извлечения руды из продуктивной зоны и во вторую не увеличить концентрацию напряжений по висячему боку.
Такое решение было найдено и заключалось в том, что предполагало комбинацию буродоставочных штреков и ортов. Развитие работ в этом случае предполагало опережающую выемку по висячему боку из доставочных штреков и диагональную подготовку лежачего бока ортами. Фронт очистной выемки по лежачему боку отставал от фронта по висячему боку на 10 - 15 м. При таком развитии горных работ уровень напряжений в висячем боку на горизонте выпуска практически соответствует возникающему при развитии работ от висячего бока к лежачему. Результаты эксперимента приведены в таблице 3.2, и на графиках рис. 3.6. Анализ результатов экспериментов показывает, что выход чистой богатой руды до начала разубоживания, в данном случае выше, чем в предыдущем, что объясняется отсутствием контакта с обрушением по внешней фронтальной поверхности отбитой руды, что предотвращает внедрение пустых пород на начальной стадии выпуска. Эмпирические формулы, используемые для расчета переводного коэффициента для различных горнотехнических условий в каждом случае индивидуальны. Это объясняется тем, что обычно эксперименты проводят с различным материалами, которые практически никогда не совпадают друг с другом по свойствам и тем более по результатам, полученным в процессе исследований. В данном случае нельзя применять и формулы площадного выпуска, так как эллипсоид вращения усечен плоскостями необрушенного массива. Простой перенос значений эксцентриситета или показателя сыпучести, полученных в блоке с площадным выпуском, для условий торцевого выпуска может привести к серьезным ошибкам из-за различия физико-механических свойств обрушенной руды (при системе подэтажного обрушения с торцевым выпуском отбитая руда, как правило, имеет меньшую кусковатость и более высокий коэффициент разрыхления в очистном пространстве). По существующей теории, для достижения полного подобия модели и натуры необходимо соблюдать подобие фигур выпуска, т.е. требуется знать их параметры и объем в натуре и модели. Наиболее точные результаты могут быть получены при непосредственном определении размеров фигур выпуска в очистном пространстве. Такой метод расчета был принят за основу для оценки результатов экспериментов полученных, как в лабораторных, так и в производственных условиях. При неполном подобии натуре, когда в модели соблюдено только геометрическое подобие, размеры фигуры выпуска не подобны. В этом случае для переноса в натуру параметров, полученных в лабораторных условиях, необходимо учитывать масштаб моделирования. Переводной коэффициент, учитывающий разницу размеров фигур выпуска в натуре и модели: Аи=АмМКп, (3.8) где Ан - значение искомой величины в натуре; Ам - значение искомой величины в модели; М - масштаб моделирования; Кп - переходной коэффициент.
Только в этом случае показатели извлечения руды, полученные в лабораторном эксперименте, будут соответствовать одноименным показателям в натурных условиях. Для различных отклонений плоскости контакта (в нашем случае 125 -90) обрушенной руды и массива, формулы приведения выглядят следующим образом: bw. = 0,141Я + 0,941 (3.9) С90. =0,237Я + 0,402 (3.10) где b — половина ширины фигуры выпуска (измеряется в плоскости перпендикулярной оси выпуска выработки), м; с — толщина фигуры выпуска (размер измеряется в плоскости оси выпускной выработки), м; Н — высота фигуры выпуска, м. Сравнение результатов натурных экспериментов на различных рудниках с лабораторными опытами показывает, что развитие фигур выпуска в том и другом случае происходит аналогично, то есть закономерность измерений параметров фигуры по мере выпуска руды имеет один и тот же характер. Однако, величины параметров фигуры выпуска при одинаковой ее высоте для модели и натуры имеют различные значения. Пониженный коэффициент разрыхления, а также наличие мелких частиц и влаги в обрушенной руде в натурных условиях приводят к увеличению ее коэффициента внутреннего трения, сцепления, начального сопротивления сдвигу и др. В результате ухудшения сыпучих свойств обрушенной руды фигура выпуска в натурных условиях приобретает более вытянутую форму, она как бы суживается. Зависимость ширины (Ь) и толщины (с) фигуры выпуска от ее натурных условий при угле наклона плоскости очистного забоя выражается формулой: bw = 0,124Я + 0,507 (3.11) C90. =0,19Я- 0,037 (3.12) Таким образом, при переносе оптимальных параметров системы разработки из модели в натуру переходные коэффициенты необходимо учитывать. В нашем случае коэффициент пересчета равен 0,8.
Анализируя полученные результаты моделирования выпуска по рассматриваемым вариантам, можно констатировать, что наилучшие показатели выпуска обеспечивает вариант предусматривающий подготовку ортами с развитием очистной выемки от зоны с повышенным содержанием полезного компонента[69,70].. Следовательно, рациональные параметры системы разработки с подэтажным обрушением при торцевом выпуске руды следует определять не просто с учетом уровня потерь и разубоживания, полученных при выпуске рудной массы, а и с учетом выхода металла. На основании пересчета установлено, что параметры модели соответствуют следующим параметрам натуры: а) ширина блока в модели - 12 - 14 см, в натуре - 9,6 - 11,2 м; б) высота блока в модели - 21 см, в натуре - 16,8 - 18,75 т м; в) глубина блока в модели - 3,75 - 6 см, в натуре 3 - 4,8 м; г) коэффициент пересчета количественных и качественных показателей извлечения - 0,8. Как уже отмечалось, при подготовке ортами развитие очистной выемки начинается от лежачего бока. В этом случае работы ведутся от отрезного восстающего вдоль сбойки между смежными буро-доставочными выработками. В дальнейшем отрезка от лежачего бока осуществляется в режиме отбойки в зажиме. После отбойки слоя толщиной соответствующей обоснованной в процессе моделирования, осуществляется выпуск горной массы до предельного разубоживания принятого для каждой из зон от лежачего бока к висячему.
Варианты систем разработки возможные к применению в условиях ждановского месторождения
В качестве одного из вариантов для отработки Ждановского и Тундрового месторождений можно предложить систему этажного принудительного обрушения с наклонным днищем (рис. 4.1). Воронки выпуска в этом случае располагают в лежачем боку и через них выпускают запасы руды одного подэтажа. Этаж разбивают на подэтажи, высотой 20 м. Очистные работы начинают от центральной разрезки сверху, выдерживая отставание нижнего подэтажа, по отношению к верхнему, по простиранию на одну или две воронки. Буровые выработки проходят из погрузочных ортов-заездов, при этом предусмотрена проходка отдельного изолированного комплекса выработок на каждый массовый взрыв, что ведет к некоторому увеличению расхода нарезных выработок, но упрощает ведение горных работ. При одной центральной разрезке, на этаже в очистных работах будут находиться 13 подэтажей. При этом находящиеся в зоне ведения горных работ выработки лишь периодически подвергаются воздействию опорного горного давления в момент достижения критического пролета подработанной толщей покрывающих пород перед ее обрушением. Производственная мощность рудника при применении данного варианта системы этажного принудительного обрушения может составить порядка 6,5-13 млн. т. руды в год.
При таком увеличении производительности рудника появляется возможность вовлечения в очистную выемку более бедных по сравнению с принятыми кондициями руд, если их переработка будет экономически оправдана. К преимуществам этой системы можно отнести простоту организации добычных работ и отсутствие необходимости поддержания очистного пространства, к недостаткам - высокие потери и разубоживание. Как показывает практика, они могут достигать не менее 15 %. Однако, учитывая достаточно низкую себестоимость добычи руды, данная система может оказаться вполне конкурентноспособной. Объемы ПНР и ожидаемые показатели по системе разработки предсталены в табл.4.5,4.6. Как показывает практика ведения горных работ на рудниках, применяющих систему подэтажного принудительного обрушения с торцевым выпуском, основой проблемой управления горным давлением здесь является вопрос устойчивости выработок и предотвращение преждевременного обрушения руды в зоне опорного давления. При отработке этажа системами с массовым обрушением руды, в целях предотвращения преждевременного повышения концентраций опорного давления, следует строго придерживаться выверенного практикой порядка развития горных работ. Так, этажи должны разрезаться в одном месте и отрабатываться сплошным фронтом к обоим флангам рудничного поля. Разрезку горизонтов следует по возможности осуществлять в местах равноудаленных от имеющихся по простиранию крупных нарушений. Такой порядок развития фронта подработки будет способствовать процессу самообрушения налегающей толщи пород.
Желательно также, чтобы выемка первой ленты обеспечивала отрезку рудного тела от очага концентрации горного давления. По достижении фронтом подработки шага обрушения налегающей толщи по простиранию, опережающую подработку по висячему боку следует приостановить до момента обрушения породной консоли. Предлагаемый к рассмотрению вариант системы представлен на рис. 4.2 (а,б). Подготовку начинают с проходки полевого панельного штрека, затем формируют, на расстоянии 200 м друг от друга, панельные орты, оконтуривающие панель и соединяющие полевой и рудный штреки. Буродоставочные орты проходят в направлении лежачего бока до контакта рудного тела с вмещающими породами. По контакту с лежачим боком проходят отрезные восстающие. После того, как будут погашены буродоставочные орты, погашают и рудный штрек, от центра в направлении панельных ортов. Для перемещения самоходного оборудования на подэтажи используют спиральный съезд. Высота подэтажа составит 15 м. Ширина отбиваемого слоя - 12 м, а его мощность - 2,4 м. Удельный расход подготовительно-нарезных работ по системе приведен в табл.4.7. Опыт ведения очистной выемки руды на действующих подземных рудниках, в том числе и комбината «Печенганикель», что показывает применение варианта камерно-целиковой системы в привычном для рудников исполнении страдает определенными недостатками. Особенно эти недостатки проявляются на нижних горизонтах, когда задержки с отработкой целиков ведут к их интенсивному разрушению, а принятые для верхних горизонтов пролеты камер оказываются неприемлемыми при отработке запасов даже на относительно небольших глубинах из-за куполения кровель и значительного разубоживания руды. Однако, на новом руднике можно применить другой вариант камерно-целиковой системы, основной отличительной особенностью которого является опережающая выемка запасов в контурах междукамерных и межэтажных целиков и возведение искусственных бутобетонных целиков еще до начала очистных работ в камерах огороженного этими целиками блока. Преимущество данного варианта перед применяемым на действующих рудниках и заложенным в проект заключается в том, что запасы целиков отрабатываются в пределах 60-80 метровой зоны. Основной запас блока вынимается с оставлением внутриблоковых целиков, отрабатываемых сразу же за выемкой камерных запасов, причем камерные полости используются как компенсационные, на которые отбивают запасы внутриблоковых целиков. Такой порядок отработки запасов блока обеспечивает защиту очистных полостей от воздействия опорного давления на их кровлю почти на весь период отработки запасов блока, так как временно оставленные запасы играют роль временных целиков. Горное давление может воздействовать на кровлю, вызывая ее куполение, только после отбойки последних секций блокового запаса, но тогда вся отбитая руда сосредотачивается в нижней части очистной полости блока, а время ее выпуска не превысит 1-2 месяца, что сократит разубоживание до минимума. Ко всему прочему, большая часть отрабатываемого в верхнем подэтаже блока, порядка 60-80 м, находится в зоне защиты сплошного рудного массива, и только малая часть, порядка 20-40 м по падению (самая верхняя часть блока) находится вне этой зоны.
Расположенный на нижнем подэтаже блок находится в пределах сплошного массива и в нем опорное давление не проявляется. В пределах одного подэтажа по простиранию только самый крайний со стороны очистного пространства на данном фланге блок может подвергнуться воздействию опорного горного давления. Большая его часть, порядка 60-80 м будет находиться в защитной зоне массива [16]. В пределах огороженного искусственными целиками блока выемка запасов начинается с отработки 1-2 камер, располагаемых в центральной части блока, после чего на камерные полости отбивают в один или несколько приемов остальные запасы руды, причем, верхняя часть оставшихся во временных целиках запасов отбивается в последнюю очередь. Целесообразно размеры блока по падению принять равными высоте горизонта, а по простиранию принять их, не превышающими шага обрушения толщи покрывающих пород, т.е. менее 150-200 м. Расчет ведется на блок размерами 120x120 м. Ширина искусственных бутобетонных целиков принята равной 20 м. Размеры камер: ширина — 20 м, а длина — 100 м. В случае применения варианта с одной камерой в отрабатываемом блоке, ее располагают по центру блока. В дальнейшем на нее последовательно прирезками или секциями отбивают остальные запасы блока так, чтобы образовывалась восходящая треугольная полость. Пока еще не отбитые запасы руды, в этом случае, выполняют роль поддерживающих целиков, частично разгружая бутобетонные целики и ограничивая обрушение пород кровли образовавшейся очистной полости. При этом, в случае слабо устойчивой кровли последнюю часть запасов блока целесообразно отбивать за один прием, а объем этой части определяется компенсационными возможностями образованной ранее полости. В случае, когда породы кровли устойчивы, целесообразно отбойку производить малыми секциями для того, чтобы использовать кинетическую энергию взрыва для сбрасывания руды в нижнюю часть очистной полости, сокращая ее потери в лежачем боку. При использовании варианта с двумя камерами, их располагают так, чтобы оставшиеся запасы были разделены на равные части. Порядок отбойки в пределах блока предусматривает отбойку прирезками со стороны межблоковых искусственных целиков с доведением пролетов камер до размеров, достаточных для образования компенсационного пространства, чтобы на него отбить весь оставшийся запас за один прием в случае, когда породы кровли неустойчивы.
