Содержание к диссертации
Введение
1. Анализ опыта отработки наклонных рудных залежей 10
1.1. Горно-геологические условия отработки Урупского месторождения 10
1.2. Анализ применяемых систем разработки Урупского месторождения 15
1.4. Задачи исследований 28
2. Разработка вариантов систем разработки с оставлением рудных целиков, повышающих эффективность отработки наклонных рудных залежей 31
2.1. Концепция повышения эффективности камерно-столбовых систем разработки 31
2.2. Разработка вариантов камерно-столбовой системы разработки с доставкой руды силой взрыва 33
2.3. Повышение безаварийности технологических процессов камерно-столбовой системы разработки 44
3. Исследование параметров камерно-столбовой системы разработки в условиях неопределенности физико-механических свойств горных массивов 53
3.1. Разработка методики определения размеров целиков камерно-столбовой системы разработки с учетом вероятностного характера исходной информации 53
3.2. Определение запаса прочности рудных целиков в условиях неопределенности физико-механических свойств горных массивов 64
3.3. Оценка безаварийности систем разработки при отработке наклонных рудных залежей 70
4. Экономическое значение повышения эффективности камерно-столбовой системы разработки 79
4.1. Оценка эффективности применения камерно-столбовых систем раз работки с массивными опорными целиками 79
4.2. Обоснование высоты этажа при разработке наклонных рудных залежей камерно-столбовой системе 83
Заключение 94
Список использованной литературы 97
Приложения 107
- Анализ применяемых систем разработки Урупского месторождения
- Разработка вариантов камерно-столбовой системы разработки с доставкой руды силой взрыва
- Определение запаса прочности рудных целиков в условиях неопределенности физико-механических свойств горных массивов
- Обоснование высоты этажа при разработке наклонных рудных залежей камерно-столбовой системе
Введение к работе
Актуальность темы исследований. Опыт отработки наклонных рудных залежей показывает, что одной из самых распространенных технологий выемки руд является камерно-столбовая система разработки, которой на некоторых месторождениях отрабатывают более 60% запасов. Основное достоинство этой системы разработки - простота, делающая её универсальной, и позволяющее отрабатывать рудные залежи в различных горно-геологических условиях. Все технологические варианты в основном сводятся к оставлению в выработанном пространстве рудных целиков или возведению искусственных массивов, являющихся опорами налегающей толщи.
Большинство наклонных и горизонтальных рудных залежей имеют неравномерное распределение руды в рудоносной толще полезного ископаемого. Участки с нормальным содержанием полезного компонента перемежаются с участками с богатым или бедным содержанием, а иногда и забалансовым.
Кроме того, даже при длительной отработке одной и той же рудной залежи при переходе с одного участка на другой никогда нельзя утверждать, что прочностные характеристики руд и вмещающих пород будут одинаковыми. Это осложняет принятие решений при расчете параметров системы разработки, например, диаметра опорных целиков и пролетов между ними.
Вышеизложенное диктует необходимость комплексного подхода к вопросам обоснования и выбора технологических параметров отработки рудных запасов.
Цель исследований - повышение эффективности отработки наклонных рудных залежей камерно-столбовыми системами разработки.
Идея работы заключается в том, что совершенствование технологии выемки запасов рудных залежей осуществляется в увязке и с учетом факторов, уменьшающих аварийные ситуации путем создания и совершенствования технологии выемки запасов камерно-столбовых систем разработки и неравномерностью распределения полезных компонентов в рудном поле.
5 Научные положения заключаются втом, что:
Управление горным давлением в условиях отработки руд с неравномерным оруденением (когда участки с богатым содержанием металла чередуются с участками с бедным содержанием, а иногда и с забалансовой рудой) должно обеспечиваться применением вариантов камерно-столбовой системы разработки с размещением массивных опорных целиков в местах с наименьшим содержанием металла, в промежутках между которыми размещаются междукамерные целики с расчетно-допустимыми параметрами.
Величину расчетного диаметра рудных целиков в условиях неопределенности физико-механических свойств горных массивов необходимо увеличивать на сумму нормально распределенных приращений, которые компенсируют действие всех возможных ослабляющих факторов.
3. Критерием оптимизации высоты этажа камерно-столбовой системы
разработки при отработке наклонных рудных залежей и способов подготовки
горизонтов и блоков является величина дисконтированной прибыли за
расчетный период времени, в том числе за вычетом капитальных затрат, а
критерием эффективности - удельная прибыль.
Методика исследований включает анализ и обобщение научно-технической информации, изучение нормативно-методических документов, аналитические исследования, эксперименты в производственных условиях, технико-экономический анализ.
Достоверность научных положений, выводов и рекомендаций обеспечена обоснованностью принятых исходных предпосылок и гипотез, соблюдением методов и принципов горного дела, большим объемом обобщенных статистических данных, применением современных методов исследований, сходимостью результатов расчетов с практическими данными, внедрением рекомендаций в практику рудников.
Научная новизна заключается в том, что:
1. Управление горным давлением в условиях неравномерности рудного поля осуществляется с учетом наличия участков с бедной и даже забалансовой рудой, в которых оставляются массивные опорные целики, среди которых
размещаются междукамерные целики уменьшенного размера с расчетно-допустимыми параметрами.
При оценке несущей способности целика учтены следующие ослабляющие факторы: угол падения рудной залежи; интенсивность трещиноватости руд, слагающих опорный целик, возможное уменьшение площади поперечного сечения в натурных условиях по сравнению с проектными показателями, изменение физико-механических свойств горных пород во времени, возможное уменьшение прочности целиков, за счет наличия слабых прослойков; снижение прочности целиков за счет ослабления их горными выработками, действие буровзрывных работ, прочность основания, форма целика.
Расчет критерия оптимизации и критерия эффективности произведен с учетом практически всех экономических показателей предприятия включая общий срок строительства и эксплуатации этажа, затраты на проходку капитальных и горно-подготовительных выработок в расчетный период, производственная мощность рудника в расчетный период, извлекаемая ценность добываемой рудной массы в этот же период, эксплуатационные затраты на добычу и переработку добываемой рудной массы в этот же период.
Научное значение заключается в том, что:
1. Применение системы разработки с нерегулярным размещением
массивных опорных целиков в местах с наименьшим содержанием металла, в
промежутках между которыми размещаются междукамерные целики, во-
первых, повышает устойчивость выработанного пространства, во-вторых,
снижает возможность проявления удароопасных ситуаций, что должно
положительно сказаться на безопасности работ, в - третьих, позволяет снизить
потери по металлу и повысить среднее содержание добываемой руды.
2. В условиях неопределенности физико-механических свойств горных
массивов учет действия ослабляющих факторов позволил определить сумму
нормально распределенных приращений при расчете диаметра рудных целиков,
которые компенсируют действие этих факторов, а увеличение расчетного
7 диаметра целика на сумму этих приращений увеличивает достоверность расчета
и несущую способность опорного целика.
3. Критерий оптимизации высоты этажа и критерий эффективности позволяют определить наиболее эффективный вариант высоты этажа, обеспечивающий ускорение вскрытия и подготовки запасов, увеличение производственной мощности рудника, снижение затрат и потерь полезных ископаемых, повышение качества добываемой рудной массы. При этом увеличение высоты этажа может быть достигнуто не только за счет увеличения расстояния между горизонтами, но и за счет вовлечения в отработку запасов ниже основного горизонта.
Практическое значение работы состоит в том, что разработанные методики выбора параметров камерно-столбовой системы разработки и безаварийных технологических процессов позволили:
разработать вариант камерно-столбовой системы отработки наклонных рудных залежей с взрыводоставкой отбитой горной массы;
разработать вариант камерно-столбовой системы отработки наклонных рудных залежей с двух стадийной выемкой запасов блока;
повысить достоверность исходной информации о прочностных характеристиках руд, вмещающих пород и материалов искусственных опор налегающей толщи и рассчитать необходимый радиус целика и пролета между ними;
разработать и применить методику расчета уточненного диаметра целика камерно-столбовых систем разработки при отработке наклонных рудных залежей с учетом влияния на целик ослабляющих факторов;
снизить потери металла в целиках камерно-столбовых систем разработки при отработке наклонных рудных залежей за счет комбинированного подхода к размещению опорных целиков: бедные и забалансовые руды в блоке не отрабатывать, а оставлять в качестве массивных целиков, руды с нормальным содержанием металла отрабатывать с оставлением целиков, методика расчета диаметра которых предложена в настоящей работе.
8 Разработанные технологические решения позволяют на 10-15% повысить
эффективность отработки наклонных рудных залежей.
Фактический экономический эффект от внедрения на Урупском руднике
предложенных технических решений в период с 2003 по 2004 гг. составил 1378
тыс. руб. Ожидаемый экономический эффект от внедрения результатов
диссертационной работы на Урупском руднике ОАО «Урупский ГОК» от
внедрения технологии добычи руды камерно-столбовыми системами разработки
без захода людей в очистные камеры на 11-и и 12-м горизонтах составит более
5,5 млн. руб.
Реализация работы. Исследования проводились в соответствии с одним из приоритетных направлений научной деятельности Северо-Кавказского горнометаллургического института (Государственного технологического университета).
Рекомендации диссертационной работы использовались при оценке эффективности отработки Урупской наклонной залежи (Карачаево-Черкесская республика).
Камерно-столбовые системы разработки с массивными опорными целиками и с взрыводоставкой руды были применены при отработке 10-го и 11-го горизонтов Урупского рудника.
Материалы исследований используются в учебном процессе при дипломном и курсовом проектировании в Северо-Кавказском горнометаллургическом институте (Государственном технологическом университете) и Южно-Российском государственном техническом университете (НПИ).
Апробация работы. Основные положения диссертации докладывались и получили одобрение на ряде научно-технических конференциях, в частности на седьмой Всероссийской научно-технической конференции «Техносферная безопасность» (Туапсе, сентябрь 2002г), Всероссийской научно-технической конференции, посвященной 70-летию СКГТУ: Перспективы развития горнодобывающего и металлургического комплексов России (Владикавказ, 2002),. III Всероссийской научно-технической конференции, посвященной 100-летию акад. М.И. Агошкова (Владикавказ, 2005).
9 На конференциях: отчетных НТК СКГМИ (ГТУ) (Владикавказ 2002-2005
г.г.), Новочеркасского политехнического института - НПИ-ЮРГТУ (Новочеркасск, 2002-2005 г.г.), а также на техсоветах Урупского горнообогатительного комбината.
Публикации. Основное содержание работы опубликовано в 6-ти научных статьях.
Объем диссертации. Диссертация состоит из введения, 4-х глав, заключения, библиографического списка из 100 наименований и 2-х приложений, изложена на 112-ти страницах машинописного текста, включая 10 таблиц, 12 рисунков и 4-х страниц приложений.
Анализ применяемых систем разработки Урупского месторождения
Урупский подземный рудник начал эксплуатироваться с 1968 г при среднем понижении горных работ около 20 м в год. Месторождение вскрыто стволом Урупский, Западным вентиляционным шурфом и Восточным вентиляционным стволом. Урупское месторождение отличается непостоянством горногеологических условий, гористым рельефом местности, наличием в срединной части месторождения реки Уруп. Горизонтальные тектонические напряжения (горизонтальные сжимающие напряжения в направлении «Север-юг») превышают вертикальные на уровне 10-12 горизонта в 1,5-2,0 раза. Безопасность работ при эксплуатации рудника находится в зависимости от способа поддержания очистного пространства, являющегося неотьемлимой частью технологического процесса. К настоящему времени проектная производительность Урупского рудника освоена на не полную мощность. Основными причинами снижения годового объема добычи являются: - неподтверждение запасов месторождения; - отставание с подготовкой запасов и ограниченным, в связи с этим, фронтом работ; - увеличение с глубиной интенсивности проявлений горного давления; - не соответствие при углублении рудника вновь выявленных горнотехнических и геомеханических условий нижних горизонтов месторождения принятым техническим решениям и системам разработки. Урупское месторождение разрабатывается следующими системами разработки: - с обрушением руды и вмещающих пород - за пределами охранных целиков; - с искусственным поддержанием очистного пространства с последующей гидравлической закладкой и с частичным инъектированием твердеющими компонентами (до 40% от объема пустот - в районе охранных целиков под рекой
Уруп, под закладочным комплексом, под расходным складом взрывчатых материалов); - с естественным поддержанием очистного пространства. Борьба с развитием проявлений горного давления, усиливающегося с увеличение глубины отработки, проводилась на верхних горизонтах путем оставления целиков различного назначения: межгоризонтных, между блоковых, междупанельных, междукамерных, что было нерентабельно, и снижало эффективность работы предприятия. В настоящее время горные работы на Урупском руднике ведутся на глубине до 300-400 м. В перспективе планируется увеличение глубины горных работ до 700-800 м. Разнообразие горно-геологических условий отработки Урупской наклонной залежи обуславливает разнообразие применяемых технологических вариантов. Следует отметить, что для наклонных рудных залежей нет своих традиционно применяемых систем разработки. В зависимости от угла падения применяют системы разработки, характерные для пологопадающих или крутонаклонных рудных тел. Наиболее часто применяются системы с открытым выработанным пространством, системы разработки с закладкой и системы с обрушением. Среди систем разработки с открытым выработанным пространством широкое применение на Урупском руднике нашел вариант с доставкой руды силой взрыва.
Система разработки с доставкой руды силой взрыва была впервые внедрена на Миргалимсайском руднике [6]. В дальнейшем способ взрывной доставки стали использовать на Лениногорском руднике, на некоторых рудниках, разрабатывающих месторождения железных руд, на зарубежных рудниках «Седмочисленница» (Болгария), «Сулливан» (Канада) и других [7, 8, 9, 10, 11, 12]. В настоящее время система разработки с взрыводоставкой применяются на многих рудниках цветных металлов. Применение систем разработки с доставкой руды силой взрыва позволило сделать технологию отработки наклонных рудных залежей более эффективной и безопасной. Однако в процессе отработки месторождений системами с взрыводоставкой руды были выявлены и недостатки вышеуказанной техноло гии, присущие технологическим вариантам с восходящей выемкой. По мере отбойки запасов в нижней части очистной панели верхняя часть рудных запасов концентрирует горное давление, что существенно затрудняет их отработку. Кроме того, взрывы вееров скважин разрушают кровлю очистных камер, что приводит к разубоживанию рудных запасов породами кровли. Например, по вышеуказанным причинам на Урупском руднике по мере опускания горных работ наклонная длина панелей была уменьшена с 20-25 м (на верхних горизонтах) до 12-14 м, что привело к увеличению объема нарезанных работ в очистных блоках. К настоящему времени на Урупском руднике применяются два технологических варианта: - система разработки с доставкой руды силой взрыва и обрушением при восходящей отработке панелей и самих панелей; - система разработки подэтажного обрушения со взрыводоставкой при нисходящей отработке запасов (рис. 1.1). Первый технологический вариант применялся для отработки рудного тела мощностью до 6 м и углом падения залежи до 50. Блок длиной 60 м готовился двумя восстающими на флангах, которые проходились в породах лежачего бока в 4-8 м ниже руды. Затем из восстающих рассекались скреперные штреки, из которых поднимались через 6 м выпускные дучки. Выпускные дуч-ки по руде сбивались между собой отрезной щелью. На каждую панель формировался один скреперный штрек с выпускными дучками и отрезной щелью. Панели шириной 12-15 м отбивались скважинами по одному вееру, которые бурились из буровых восстающих, проходимых по руде. Взрывание веера скважин проводилось после полного выпуска руды предыдущего взрыва. Таким образом, создавались условия для взрыводоставки руды к выпускным дуч-кам. После выемки руды в первой панели производилось принудительное обрушение пород кровли на высоту, равную одной-двум выемочным мощностям. Отработка второй и последующих панелей заканчивалась выемкой межпанельного целика. Выемка целика производилась одним из трех способов: - одним взрывом на воронки выпуска панели; - на дучки проходимые специально для погашения целиков (после принудительной посадки второй панели); - торцевым выпуском на штреки скрепирования, если последний близко расположен к руде и может обрушиться при взрыве целика. Основные недостатки вышеуказанного технологического варианта: - система удароопасная; - восходящая отработка блока панелями; - восходящая отработка панелей (приводила к росту опорного давления на верхних подэтажах блока); - большие потери руды из-за невозможности отработки в верхних подэтажах камер 1-ой или 2-ой очереди, которые увеличивались с глубиной отработки запасов;
Разработка вариантов камерно-столбовой системы разработки с доставкой руды силой взрыва
Согласно обоснованной в разделе 2.1 концепции повышения эффективности камерно-столбовой системы разработки, наиболее перспективными технологическими решениями данной проблемы являются: сокращение времени пребывания людей в очистных камерах; снижение нагрузки на междукамерные целики; повышение эффективности технологических процессов камерно-столбовой системы разработки.
Одним из технических решений, позволяющих повысить эффективность технологических процессов камерно-столбовой системы разработки и сократить время пребывания людей в очистных камерах, является введение в очистной цикл взрывной доставки руды. Эта технологическая операция была испытана в производственных условиях Урупского рудника, при системе разработки с параметрами, апробированными в процессе отработки запасов вышележащих горизонтов
В выше рассматриваемом технологическом варианте (рис. 2.1) горноподготовительные работы состоят из проходки рудного штрека или откаточного квершлага, блокового восстающего и возможных дополнительных вентиляционных выработок; нарезных - панельных штреков и отрезных сбоек. Нарезные выработки крепятся железобетонными штангами длиной 1,8 м по сетке 0,8x0,8 м.
Блок подлежит сдаче в эксплуатацию после выполнения горноподготовительных и нарезных работ в одной панели западной или восточной части блока.
Очистные работы в блоке предусматривается вести панелями сверху вниз. Панели отрабатываются с флангов к блоковому восстающему; камеры в панели отбиваются снизу вверх путем расширения отрезных сбоек до размеров камер. Вентиляционный восстающий в лежачем боку проходится в том случае, если отсутствует выход с блокового восстающего на полевой штрек или он необходим соседнему блоку.
При отсутствии на фланге вентиляционного восстающего, очистные работы в камере ведутся при оборудованном запасном выходе в соседней отрезной сбойке. Крепление очистной камеры не предусматривается, за исключением железобетонных штанг, ранее установленных в отрезной сбойке. Отбойка руды в камере мелко шпуровая, из расчета формирования зарядов нормального дробления. Бурение шпуров производится ручными перфораторами или станками КБУ с диаметром шпура до 50 мм. Очистные работы начинаются с разделки нижнего приемного конуса камеры у панельного штрека.
Отбитую руду во время взрыва на наклонную высоту до 15м планировалось полностью доставлять в приемный конус, поэтому требовалось разработать защитные мероприятия для предохранения скреперной лебедки от повреждения кусками руды.
Подход к месту бурения и взрывания осуществляется по отрезной сбойке с верхнего прилегающего к камере панельного штрека, или с нижнего, через соседнюю отрезную сбойку с камерой. При доставке скреперного блочка и троса было рекомендовано пользоваться перекидной веревкой, что позволит исключить нахождение людей в камере. При необходимости подвески блочка для зачистки камеры, заходить в призабойное пространство очистной камеры разрешается после предварительной оборки заколов на кровле в забое.
Размеры целиков для блока длиной 100 м были приняты для 3,5x3,5 м. Следует, однако, отметить, что за все время применения на Урупском руднике камерно-столбовой системы разработки, целики, оформляемые мелко шпуровой отбойкой имели форму, приближающуюся к кругу. Поэтому далее при проектировании рекомендуется предусматривать целики круглой формы диаметром 3,5 м.
Промышленные испытания камерно-столбовой системы с доставкой руды силой взрыва на Урупском руднике были проведены в блоке 10133-121 десятого горизонта. Блок находился на глубине 590 м, имел длину по простиранию 87 м и высоту по падению 78 м. Рудное тело в пределах блока было представлено пластообразной залежью. Сплошная, реже вкрапленная со стороны лежачего бока, руда имела среднюю мощность 2,8 м с углом падения 30-35. Залегание рудного тела нарушалось несколькими тектоническими сбросами с амплитудой от 1,5-2,0 м до 12 м. В пределах блока имелись внутрирудные гнезда (линзы) кварца.
Кровля рудного тела была представлена в основном туфами кварцевых аль-битофиров. В верхней части блока в туфах залегали линзы кремнистых сланцев, местами выходящих на руду. Верхний контакт рудного тела с породами неровный, извилистый. В лежачем боку залегали альбитофиры с незначительной сульфидной вкрапленностью.
Добыча руды в блоке 10133-121 велась на блоковый восстающий 10129, который делил блок на западную и восточную части, что давало возможность вести на одном фланге блока очистную выемку, а на втором - нарезные работы. Такая организация горных работ позволяла бригаде иметь высокую производительность труда. Отработка запасов велась сверху вниз при наклонной высоте панели 18-27 м. С панельного штрека в пределах каждой будущей камеры на всю высоту панели приходились с помощью отдельной скреперной лебедки отрезные сбойки (восстающие) сечением до 5,0 м2, которые затем расширялись до размеров камеры. Внутри формировались блоковые целики круглой формы диаметром 2,5-3,0 м.
За время промышленных испытаний бригадой из шести человек (при среднем выходе на работу 5 человек-забойщиков) было добыто 30560 тонн товарной руды, отбито 23080 тонн балансовой руды, из которых зафиксированные потери на почве составили 540 тонн или 2,2%. Технико-экономические показатели учтенные в акте (см приложение 2) принято 26500 тонн руды .
Определение запаса прочности рудных целиков в условиях неопределенности физико-механических свойств горных массивов
На прочность рудных целиков, поддерживающих кровлю очистных камер при камерно-столбовых системах разработки влияют следующие основные факторы, которые необходимо учитывать при оценке несущей способности целика: - угол падения рудной залежи; - интенсивность трещиноватости руд, слагающих опорный целик; - возможное уменьшение площади поперечного сечения в натурных условиях по сравнению с проектными показателями; - изменение физико-механических свойств горных пород во времени; - возможное уменьшение прочности целиков за счет наличия слабых прослойков; - снижение прочности целиков за счет ослабления их горными выработками; - ослабляющее действие буровзрывных работ; - прочность основания; - форма целика. Влияние нагрузки на целик в зависимости от угла падения залежи можно определить по следующим формулам: - для целиков ленточной или прямоугольной формы, расположенных по восста нию: - для целиков ленточной или прямоугольной формы, расположенных по прости ранию и для целиков квадратного (круглого сечения) [84]: где а- угол падения рудного тела, град.; 7] - коэффициент бокового распора т] = , где /л- коэффициент Пуассона; J3- угол, на который должна быть отклонена ось целика от нормали к плоскости падения рудного тела в сторону восстания. Проведение в натурных условиях эксперименты по изучению прочностных характеристик массивов руды показали, что предохранительные целики, сложенные рудоносными породами деформируются упруго. Для таких тел коэффициент Пуассона равен 0,3. Значение /?и Ка при /л- 0,3 приведены в табл. 3.5. Влияние трешиноватости на несущую способность целиков выражается: - созданием в целике достаточно протяженных поверхностей ослабления; - создание в целике зон ослабления и вследствие этого общего снижения прочности целика. Аналитически, коэффициент учитывающий влияние трещиноватости вычисляется по формуле: f(n) - коэффициент, учитывающий влияние густоты трещиноватости, для рудоносных пород Урупского месторождения этот коэффициент находится в пределах 0,95-0,98. Изменения по времени физико-механических свойств рудоносных пород можно оценить согласно исследованиям ВНИМИ, которые показывают, что прочность монолитного образца при длительном действии нагрузки почти в 2 раза ниже условно мгновенной прочности. Неоднородное строение целика снижает его несущую способность.
Исследования на оптически активных материалах и при эквивалентном моделировании показывали, что при малой мощности слабых прослойков (менее 0,05 высоты целика) его влияние можно не учитывать. При наличии более мощных слабых прослойков это влияние учитывается следующей эмпирической формулой [84]: где стсж - предел прочности на сжатие основного материала целика, тс/м ; т/ -предел прочности на сжатие материала прослойки, тс/м ; hc - толщина слабого прослойка, м; hy — высота целика, м; Кпл - коэффициент, учитывающий уменьшение прочности целиков за счет наличия слабых и пластичных прослойков. Влияние буровзрывных работ устанавливается путем увеличения размеров целиков на величину, зависящую от вида БВР. Так при мелкошпуровой отбойке размеры целиков следует увеличить на 0,5 м (или на 0,3 м с каждой стороны). При скважинной отбойке это влияние учитывается коэффициентом в зависимости от размера и типа целика. Влияние выработок на прочность панельных целиков следующее. С уменьшением отношения высоты целика к его ширине влияние выработки на прочность целика уменьшается. Такой, несколько не логичный на первый взгляд результат объясняется, вероятно, тем, что во-первых, потеря прочности за счет увеличения высоты происходит быстрее, нежели, за счет выработки, а во вторых, с увеличением отношения И/в центральное сечение целика, по которому происходит разрушение, отдаляется от выработки, т.е. ее влияние ослабевает, сходя на нет. Влияние прочности основания целика исследовалась на моделях из эквивалентных материалов. Установлено, что при слабом основании опорная площадь целика уменьшается за счет образования отколов вдоль его граней. Причем, прочность целика снижается на 35%, если прочность пород основания составляет 0,1 прочности целика. Если 0,3 - то на 10%. При прочности пород основания большим 0,3 прочности целика, прочность целика остается неизменной. Этот фактор в расчетные формулы входит как снижающий прочность и определяется по следующим формулам: а) если целик прямоугольной формы расположен так, что простирание главенствующей системы трещин направлено перпендикулярно продольной оси основания целика, то при 1 в/а 4, Кф = 0,8 + 0,2в/а; б) если имеется неупорядочная трещиноватость или длинная ось основа ния целика направлена параллельно простиранию трещин, то Кф = 1,0; в) для круглых и квадратных целиков коэффициент, учитывающий форму, рекомендуется принимать: - при сухом трении на контактах целика с боковыми породами или при полном сцеплении на контактах и для 0,25 , 0,30 h/a 1,0, Кф = 0,6 + 0,4a/hy; - при тех же условиях на контактах и для 1 a/hy 4, Кф = a/hy; - при наличии на контактах слабых прослойков и для 0,25, 0,30 а/hy 4, Кф = 0,5 + 0,05hy / а; Таким образом, в принципе, все вышеперечисленные факторы, снижающие несущую способность целиков можно аналитически рассчитать в виде соответствующих коэффициентов, а запас прочности определить в виде результирующего коэффициента, являющегося произведением коэффициентов-сомножителей, учитывающих уменьшение прочности целика.
Обоснование высоты этажа при разработке наклонных рудных залежей камерно-столбовой системе
Разработка варианта камерно-столбовой систем с доставкой руды силой взрыва и двух стадийной отработкой запасов, снижающего время пребывания людей в зоне повышенного риска, позволяет значительно расширить область применения данной технологии. Это значит, что при выемке наклонных рудных залежей, камерно-столбовой системой разработки можно будет отрабатывать практически все участки рудного поля. Одним из существенных преимуществ камерно-столбовой системы разработки перед другими технологическими вариантами, например, с обрушением руды и вмещающих пород, является более простая схема подготовки выемочных единиц к эксплуатации, позволяющая быстро ввести блок в эксплуатацию. Это особенно важно в современных условиях рыночной экономики, когда необходим быстрый возврат вложенных средств. Широкое внедрение на месторождении камерно-столбовой системы разработки дает возможность более полно реализовывать ее вышеуказанные преимущества за счет оптимизации основных технологических параметров и схем, например, оптимизации высоты этажа, повышения стабильности качества вещественного состава в руде полезных компонентов и т.д. Кроме того, применение систем разработки одного класса позволяет отказаться от разграничивающих целиков, которые могут концентрировать горное давление. Отсутствие участков, концентрирующих горное давление, улучшает в целом геомеханическую обстановку, что в конечном итоге улучшает условия труда горнорабочих и снижает риск возникновения аварии или несчастного случая. В качестве критерия оптимизации высоты этажа и способов подготовки горизонтов и блоков должна быть принята величина суммы дисконтированной прибыли за какой-то расчетный период времени (в том числе за весь жизненный цикл горного предприятия) за вычетом капитальных затрат или ее удельное значение. Необходимо также учесть, что капитальные и эксплуатационные затраты осуществляются как правило в разные периоды времени.
При этом общий кри- терий оптимальности для решения поставленной задачи определения высоты этажа может быть представлен в следующем виде (руб.) где ПрЛ - годовая прибыль в t-и год, руб год; T=tcp - общий срок строительства и эксплуатации этажа (группы этажей), лет; Kct - затраты на проходку капитальных и горно-подготовительных выработок в /-й гол, руб год; А/ - производственная мощность рудника в /-й год , т год; Ца1 - извлекаемая ценность добываемой рудной массы в t-й год, руб т; Сді - эксплуатационные затраты на добычу и переработку добываемой рудной массы в t-й год, руб т; Е- коэффициент дисконтирования затрат и прибыли во времени; Ен - коэффициент, учитывающий банковский процент за кредит ; tc и /р - время строительства и эксплуатации этажа (группы этажей), лет. Критерий эффективности может быть использован и в виде удельной прибыли (руб/т) Из этих формул видно, что наиболее эффективными вариантами высоты этажа являются те, которые обеспечивают ускорение вскрытия и подготовки запасов, увеличение производственной мощности рудника, снижение затрат и потерь полезных ископаемых, повышения качества добываемой рудной массы.
Определить влияние высоты этажа на производственную мощность рудника можно на основе следующих рассуждений. Допустим, что при какой-то базовой высоте этажа h производственная мощность рудника равна AQ. При коли- честве блоков в очистной выемке равном N06 и в подготовке Nnc, производственная мощность рудника при базовом варианте высоты этажа HQ будет равна: где P0Q и PnQ - производительность блока на стадиях очистных и подготовительных работ, т/год. При другом варианте, например, при увеличении высоты этажа, изменение потерь и разубоживания, а, соответственно, изменение величины запасов блока можно уменьшить число блоков в подготовке. Число очистных блоков при увеличении их извлекаемых запасов в (l+q) раз определится из условия возможного уменьшения числа блоков в подготовке. В результате увеличения извлекаемых запасов блока при неизменной производственной мощности рудника создается резервная рудная площадь, на которой может быть расположено число блоков, равное Допустим, что при базовом варианте число блоков в подготовке равно NnQ = 9, в очистной выемке N0Q = 12 при общем числе блоков N = 21, то при уве- 87 личении высоты этажа вдвое, т.е. когда у/ = 2, число блоков в подготовке для обеспечения того же количества блоков в очистной выемке будет равно а в очистной выемке Если при увеличении высоты этажа потери уменьшились также вдвое, например с 20% до 10%, то объем извлекаемой рудной массы увеличится в т.е. в 1,22 раза больше.
Это очень важно в условиях, когда продукция рудника имеет достаточно благоприятные рынки сбыта. Более того, рынок сбыта может быть расширен благодаря тому, что себестоимость добычи и обогащения может быть значительно снижена за счет уменьшения удельных условно-постояннных затрат. 88 Если себестоимость добычи и переработки при базовом варианте равна С()с„ то при новом варианте она будет равна где (р - доля условно-постоянных затрат в себестоимости, доли ед. При ф - 0,70 и Л л А = = U,oz себестоимость добычи при новом вари- анте высоты блоков будет равна меньше. Если учесть, что при увеличении высоты этажа производительность блоков в очистной выемке может значительно вырасти, то и соотношение числа блоков в подготовке и очистной выемке будет иным. Если производительность очистного блока увеличится в к раз (при прочих равных условиях), то в этом случае резерв блоков при увеличении высоты этажа и извлекаемых запасов в \/ раз определится по формуле
