Содержание к диссертации
Введение
1. Анализ существующих методов определения производительности карьеров 9
1.1. Общие положения 9
1.2. Развитие методов определения производительности карьеров 10
1.3. Оценка современных методов проектирования производительности по полезному ископаемому 21
1.3.1. Производительность карьера по полезному ископаемому по горнотехническим факторам 22
1.3.2. Производительность карьера по полезному ископаемому по экономическим факторам 25
1.4. Оценка существующих методов проектирования производительности по вскрышным породам и горной массе 28
Выводы 30
2. Обоснование развития рабочей зоны карьера при переменном направлении углубки с максимальной скоростью 31
2.1. Общие положения 31
2.2. Развитие рабочей зоны карьера при максимальной интенсивности ведения горных работ 33
2.2.1. Варианты развития рабочей зоны карьера при максимальной интенсивности ведения горных работ 33
2.2.2. Основные параметры и форма рабочей зоны карьера при переменном направлении углубки 38
2.2.3. Зависимость определения текущих объемов горной массы при переменном направлении понижения горных работ в
карьерном пространстве 49
Выводы 57
3. Обоснование вскрытия и подготовки новых горизонтов при формировании рабочей зоны карьера 58
3.1. Формирование фронта добычных работ при вскрытии и подготовке новых горизонтов 58
3.2. Номограмма обеспечения максимальной протяженности добычного фронта 65
Выводы 74
4. Установление развития возможной производительности по железной руде и горной массе в условиях месторождения «комсомольское» ОАО ОЛКОН 75
4.1. Общая характеристика месторождения Комсомольское ОАО«Олкон» 75
4.2. Метод совместного определения производительности по полезному ископаемому и горной массе 81
4.3. Определение развития производительности Комсомольского карьера на основе выявленных возможностей формирования рабочей зоны 84
4.3.1. Определение объемов полезного ископаемого и горной массы за период подготовки каждого горизонта 84
4.3.2. Принятие решений о времени подготовки горизонтов 84
4.3.3. Построение интегральных графиков P,Q=f(T) 89
4.3.4. Стабилизация извлекаемых объемов Р и Q и определение развития производительности по полезному ископаемому
и горной массе от начала до конца разработки 92
Выводы 98
Заключение 99
Список литературы
- Оценка современных методов проектирования производительности по полезному ископаемому
- Развитие рабочей зоны карьера при максимальной интенсивности ведения горных работ
- Номограмма обеспечения максимальной протяженности добычного фронта
- Метод совместного определения производительности по полезному ископаемому и горной массе
Введение к работе
В настоящее время в России открытым способом добывается более 90% железных руд, около 67% марганцевых руд, более 80% руд цветных металлов, более 50% угля. В обозримом будущем также прогнозируется значительное применение открытого способа разработки месторождений полезных ископаемых для обеспечения народного хозяйства минерально-сырьевыми ресурсами.
Основой строительства нового или реконструкции действующего горного предприятия является проект на разработку месторождения. Экономические результаты его освоения зависят не только от правильности принятых технологических решений, но и свидетельствуют о надежности и совершенстве применяемых принципов и методов решения проектных задач. Проектные организации, обычно курирующие работу добывающего предприятия, в порядке авторского надзора, должны обеспечивать его четкую работу, своевременно реагировать на возможные изменения горно-геологических условий, учитывать технико-технологический процесс (создание новой техники и технологий, комплексное освоение недр), спрос и предложение на рынке минерального сырья; гарантировать эффективность инвестиций и конкурентоспособность предприятия. Однако, часто выявляется несовершенство существующих методов проектирования, которые не позволяют получить развитие возможной производительности карьера по полезному ископаемому и горной массе, то есть установить их значения на любой момент по глубине разработки и во времени. Поэтому совершенствование существующих и разработка новых принципов и методов проектирования карьеров - чрезвычайно актуальная задача современной горной науки.
Большой вклад в теорию проектирования открытой разработки месторождений, и, в частности, в теорию и методологию определения
производительности карьеров внесли академики АН СССР и РАН: Агошков М.И., Мельников Н.Н., Ржевский В.В., Трубецкой К.Н.; член-корр. РАН: Пешков А.А., Яковлев В.Л.; доктора технических наук: Арсентьев А.И., Бунин Ж.В., Городецкий П.И., Звягин П.З., Зурков П.Э., Капустин Н.Г., Квитка В.В., Кузнецов И.А., Левицкий Л.В., Решетняк СП., Фомин СИ., Холодняков Г.А., Хохряков B.C., Шпанский О.В.; кандидаты технических наук: Аршинов СС, Кумачев К.А., Линев В.П., Шитов Д.И. и другие.
Одной из основных задач проектирования является определение развития производительности карьеров по полезному ископаемому и горной массе.
В настоящее время существует значительное число методов проектирования производительности карьеров по полезному ископаемому по горнотехническим, транспортным, экономическим и другим факторам. Однако отсутствуют идентичные методы определения производительности по вскрышным породам и горной массе. А, как известно, производительность карьера по вскрышным породам, как правило, значительно превосходит производительность по полезному ископаемому. И именно затраты, связанные с удалением вскрышных пород, в основном формируют полную себестоимость полезного ископаемого. Поэтому установленные различными методами производительности по руде и породам часто не согласуются по периодам эксплуатации и значениям, что приводит к серьезному корректированию развития производительности в процессе календарного планирования горных работ.
Из этого следует, что необходимо иметь надежные методы определения производительности по вскрышным породам (горной массе), адекватные методам установления производительности по полезному ископаемому, а именно, методы совместного определения производительности по полезному ископаемому, вскрыше и горной массе. Для этого необходимо иметь надежную методическую основу формирования рабочей зоны карьера, которая бы позволила устанавливать развитие возможной производительности карьера по
полезному ископаемому и горной массе от начала до конца отработки карьера. Все это предопределило продолжение исследований по следующим основным направлениям:
обеспечение максимально возможного фронта добычных работ при вскрытии и подготовке новых горизонтов;
обоснование развития (формирования) рабочей зоны карьера при переменном направлении углубки с максимальной скоростью.
Тема диссертации соответствует приоритетному направлению развития науки, технологий и техники РФ «Экология и рациональное природопользование» (согласно указу №577 Президента РФ от 30.03.2002 г.).
Цель работы: обоснование возможной по горнотехническим факторам производственной мощности карьеров, разрабатывающих крутопадающие месторождения сложной конфигурации, предполагающей переменное направление углубки.
Идея работы: при переменном направлении углубки максимально возможную производительность карьера можно обеспечить, развивая рабочую зону симметрично с использованием площадок различной ширины, а не асимметрично с традиционными минимальными рабочими площадками.
Защищаемые научные положения:
Симметричное развитие горных работ с переменной шириной площадок при наклонном направлении углубки вместо традиционного асимметричного с минимальными рабочими площадками увеличивает интенсивность эксплуатации месторождения и производственную мощность карьера при минимальном времени подготовки горизонтов.
Максимальная протяженность добычного фронта при формировании нижней части рабочей зоны карьера может быть определена с помощью номографического метода отображения установленных функциональных зависимостей длины этого фронта от мощности рудной
залежи, направления развития фронта работ по расширению разрезной траншеи и количества рядов взрываемых скважин.
3. Учет возможности извлечения дополнительных объемов горной массы в рабочем борту, противоположном направлению углубки с максимальной скоростью, предполагает увеличение производственной мощности карьера по горнотехническим факторам до 10%.
Научная новизна работы:
Установлена зависимость максимальной протяженности добычного фронта при формировании нижней части рабочей зоны карьера от мощности рудной залежи и угла между осью траншеи и направлением развития фронта работ из начальной точки первого блока по расширению траншеи.
Выявлена зависимость величины необходимого подвигания вышележащих уступов (как в направлении, совпадающем с направлением углубки, так и - в противоположном) от высоты уступа, углов откоса рабочего борта и направления углубки, используемая для обеспечения вскрытия и подготовки новых горизонтов.
Достоверность научных положений, выводов и рекомендаций подтверждается значительным объемом научной литературы по исследуемому вопросу, проектной и текущей технико-экономической информации ОАО «Олкон»; действующими государственными нормативными актами по технологии и безопасности; корректным применением методов горногеометрического моделирования, основанных на законах формирования карьерного пространства.
Методы исследований: горно-геометрическое моделирование, анализ и оценка развития рабочей зоны карьера, метод графического отображения функциональных зависимостей, математическое моделирование развития горных работ для стабилизации извлекаемых объемов полезного ископаемого и горной массы по периодам работы карьера.
Практическая значимость заключается в разработке метода
определения возможной производительности открытой разработки крутопадающих месторождений с переменным направлением углубки, а также в предложении номографического метода для оперативного определения максимальной протяженности добычного фронта с рассмотрением в любых горно-геологических условиях значительного числа горно-транспортного оборудования, необходимого для производительной работы карьера.
Реализация результатов работы
Основные положения работы использованы при определении максимально возможной производительности железорудного карьера «Комсомольский» ОАО «Олкон».
Апробация работы
Основные положения работы докладывались на ежегодных научных конференциях молодых ученых «Полезные ископаемые России и их освоение» (г. Санкт-Петербург, СПГГИ (ТУ), 2003-2006 гг.), на VII Международной конференции «Новые идеи в науках о Земле» (г. Москва, МГГРУ, 2005 г.).
Публикации
Основное содержание диссертации изложено в 7-ми работах.
Структура и объем работы
Диссертация состоит из введения, четырех глав, заключения, списка литературы из 91 наименования; изложена на 109 страницах, содержит 10 таблиц и 28 рисунков.
Автор выражает искреннюю благодарность научным руководителям профессорам Г.А. Холоднякову и безвременно ушедшему из жизни О.В. Шпанскому, развитие идей которых, постоянное внимание и помощь способствовали успешному выполнению работы; доценту Д.Н. Лигоцкому за содействие в проведении расчетной части исследования; другим сотрудникам кафедры РМПИ за практические советы при выполнении и написании диссертации.
Оценка современных методов проектирования производительности по полезному ископаемому
В настоящее время существуют две группы методов определения производительности карьеров [77, 85]: 1. По горнотехническим факторам; 2. По экономическим факторам.
К первой группе относятся следующие методы определения производительности карьеров: - по скорости понижения добычных работ; - по расстановке погрузочного оборудования; - по транспортным возможностям. Вторая группа методов включает такие методы определения производительности как: - по плановой потребности в полезном ископаемом; - по обеспеченности запасами и срокам амортизации.
Рассмотрим перечисленные выше методы определения производительности карьеров более подробно. 1.3.1. Известно, что максимально возможная производительность карьера зависит от следующих факторов: - горно-геологических условий (размеров, строения, элементов залегания залежи запасов полезного ископаемого, полезных ископаемых при комплексном месторождении и содержания в них полезных компонентов, мощности и состава покрывающих и вмещающих пород); - технологических решений (способа вскрытия, системы разработки, направления развития горных работ); - технических решений (погрузочного, бурового и транспортного оборудования). Кроме того, могут оказать существенное влияние обводненность месторождения и климатические условия.
Производительность, определенная с учетом всех этих факторов, является верхним пределом горнотехнических возможностей. И именно она должна быть верхней границей набора значений производительностей, анализируемых с целью выявления наиболее экономически целесообразного из них.
Неполный учет горно-геологических и технико-технологических факторов исключает возможность определения максимального значения производительности, а, значит, и достоверность области исходных данных для поиска целесообразного варианта ее развития. Методы определения производительности карьеров в зависимости от учета горно-геологических факторов делятся на группы [75, 76]: - упрощенные, которые основаны на учете средних по карьеру горно геологических факторов и используемые при проектировании разработки несложных залежей; - детальные - точно учитывающие горно-геологические условия, основанные на использовании погоризонтных планов и применяющиеся при разработке сложных месторождений.
В основе метода определения производительности карьера по полезному ископаемому по скорости понижения добычных работ лежит максимальная интенсивность понижения добычных работ, площадь запасов полезного ископаемого, находящегося в разработке при данной интенсивности, потери и засорение полезного ископаемого. Этот метод применим при условии, если вся залежь охвачена добычными работами.
Производительность по данному методу выражается зависимостью, впервые предложенной М.И. Агошковым: Ap=h0-S-p (9) где Ар - производительность карьера по полезному ископаемому, т/год; h0 = скорость понижения добычных работ, м/год; h - высота уступа, м; Т- время подготовки нового горизонта, лет; S=M-LP - площадь полезного ископаемого в пределах карьера, м ; М- мощность полезного ископаемого, м; Lp - длина залежи полезного ископаемого на горизонте в пределах границ карьера, м; р— плотность полезного ископаемого, т/м3. Учитывая потери и засорение полезного ископаемого при ведении горных работ, получаем: Ap=h0-S-p-X-p- (10) у 1-v где TJ =2-5% - коэффициент потерь полезного ископаемого; v= 5-10% - коэффициент засорения полезного ископаемого.
Второй из ориентировочных методов определения производительности по полезному ископаемому — по расстановке погрузочного оборудования — является основным методом определения производительности для горизонтальных залежей. Этот метод был впервые предложен И.А. Кузнецовым [47], согласно которому: Ap=Np-Q (11) где Np - число добычных экскаваторов; Q - годовая производительность одного добычного экскаватора. При этом: Np=m-K (12) LD где т = —- - число добычных экскаваторов, работающих на одном уступе; Lp - длина добычного фронта, м; LQ - длина экскаваторного блока, м; v М а К = количество добычных уступов; h М- вертикальная мощность залежи, м; h - высота уступа, м. Производительность карьера, определенная по горным возможностям представляет собой верхний достижимый предел, но довольно часто она ограничивается возможностями транспорта, особенно железнодорожного. Поэтому возможную производительность по горнотехническим факторам необходимо сопоставлять с производительностью карьера, определенной по транспортным возмооїсностям. При принятой транспортной схеме производительность карьера по горной массе должна быть равна или меньше провозной способности ограничивающего перегона:
Развитие рабочей зоны карьера при максимальной интенсивности ведения горных работ
Рабочая зона карьера при максимальной интенсивности горных работ в глубину может развиваться по следующим вариантам [89]:
1. Вертикальная углубка, максимальная скорость понижения горных работ, обеспечение минимальных рабочих площадок, подвигание уступов во всех направлениях одинаковое. Рабочая зона развивается симметрично (рис. 1).
2. Наклонная углубка, максимальная скорость понижения горных работ, обеспечение минимальных рабочих площадок, подвигание уступов неравномерное. Максимальное подвигание - в направлении, совпадающем с направлением понижения горных работ; минимальное - в противоположном направлении. Таким образом, имеется неиспользуемый резерв в горизонтальном подвиганий уступов, а значит и в извлекаемых объемах горной массы. Рабочая зона развивается асимметрично (рис. 2). Рис. 2. Асимметричное развитие рабочей зоны карьера при наклонной углубке.
3. Наклонная углубка. При максимальной скорости понижения горных работ максимально используются возможности горизонтального разноса (резерва от наклонной углубки). Рабочая зона развивается равномерно симметрично. Извлекаются максимально возможные объемы горной массы (рис. 3).
При вертикальной углубке (/3=90) и обеспечении минимальных рабочих площадок необходимая величина подвигания уступов во всех направлениях в общем случае составляет: L = hctg p (21) или: L = B n+hctga (22) где Bmin -минимальная ширина рабочих площадок, м; а - угол откоса уступа, град. Угол откоса рабочего борта определяется по зависимости: h (р = arctg (23) #min +hctga
Рабочие площадки и углы откосов рабочих бортов одинаковы во всех направлениях. Рабочая зона развивается симметрично.
При наклонном направлении понижения горных работ (Р 90) величина необходимого подвигания вышележащих уступов, обеспечивающая вскрытие и подготовку новых горизонтов, неодинакова для направления совпадающего с направлением углубки и противоположного (правый и левый борт) (рис. 2). Согласно рис. 2 величина подвигания уступа в направлении, совпадающем с направлением углубки 1-2 (правый борт), равна: Ln=h(ctg(p + ctgp) (24) В противоположном направлении (левый борт): L hictgy-ctgp) (25)
При этом на обоих бортах поддерживаются расчетные (минимальные) рабочие площадки, т.е. Вл=Вп=Втіп и поэтому углы откосов бортов во всех направлениях (рл — (рп — #W. Однако величина горизонтального подвигания уступа в направлении, совпадающем с направлением понижения горных работ больше величины подвигания в направлении противоположном направлению углубки: Ьп -Ьл. ЭТО свидетельствует о том, что объемы горной массы, извлекаемые на левом и правом бортах при наклонной углубке и обеспечении необходимых расчетных рабочих площадок, различны, и, следовательно, развитие горных работ на бортах асимметричное.
Однако, если исходить из равноценности фронтов уступов для ведения горных работ и принять для погрузочного оборудования минимальную длину экскаваторного блока, то за время Ттт (минимальное время подготовки нового горизонта) величина подвигания левого борта Ьл может быть увеличена до значения Ьл =Ln. Максимум горной массы достигается за счет области заключенной между положениями горных работ, соответствующими необходимому Ьл и максимальному Ьл подвиганию уступов. Такой вариант развития рабочей зоны карьера может быть назван вариантом максимального извлечения горной массы. Дополнительные объемы горной массы, вовлекаемые при этом в разработку, обозначены штриховыми линиями на рис. 3. При этом параметры элементов рабочей зоны карьера в направлении, противоположном направлению углубки, изменяются. Значение угла откоса рабочего борта при этом (левый борт на рис. 3), уменьшается по сравнению со значением угла другого (правого) борта и определяется по зависимости: h 9 = arCtgB +hictga + lctgP) (26) или: h Р\ = arctS р . ,— (27) B +hctga Ширина же рабочих площадок увеличивается до значения: Впшх=Вш +и 8Р (28) где /?- угол направления углубки, град.
Развитие горных работ в карьере станет равномерным (равнозначным) во всех направлениях, т.е. симметричным. Дополнительный горизонтальный разнос борта, происходящий вследствие наклонной углубки (резерв от наклонной углубки), даст дополнительные объемы горной массы и, в частности, полезного ископаемого при минимальном времени подготовки горизонта и максимальной скорости углубки.
Номограмма обеспечения максимальной протяженности добычного фронта
При формировании нижней части рабочей зоны карьера - вскрытие и подготовка новых горизонтов - недостаточное внимание уделяется форме выработанного пространства нижнего горизонта, которая довольно часто не может обеспечить наиболее рациональные параметры взрываемого блока, а, значит, максимальную протяженность добычного фронта. В свою очередь, длина фронта добычных работ должна обеспечивать заданную производительность по полезному ископаемому. Поэтому необходимо компенсировать дефицит, возникающий от выработки добычного фронта на верхних горизонтах, поддерживая максимальную протяженность добычного фронта.
При исследовании формирования фронта добычных работ при вскрытии и подготовке нового горизонта решались следующие задачи: - формирование формы и параметров подготовительной выработки; - определение места расположения ее относительно рудной залежи; - обеспечение максимальной протяженности добычного фронта. Максимально возможной производительности при прочих равных условиях соответствуют минимальное время вскрытия и подготовки новых горизонтов, а также максимальная скорость углубки, что обеспечивается минимальными параметрами подготовительных выработок и рациональным формированием фронта добычных работ.
В качестве подготовительных выработок при подготовке новых горизонтов используются разрезные траншеи [25]. Перед построением положений горных работ были решены вопросы, связанные с параметрами элементов траншей. Поскольку предусматривается минимальное время подготовки новых горизонтов и, максимальная скорость углубки (увеличение времени подготовки и снижение скорости углубки может быть осуществлено организационно), разрезная траншея должна иметь минимально возможные размеры, позволяющие в кратчайшие сроки начать разнос ее бортов. При этом соблюдались следующие условия: - расстояние от траншейного забоя до первого взрываемого блока по ее (траншеи) расширению - 150 м (согласно единым правилам безопасности (ЕПБ) при буровзрывных работах (БВР), что позволяет оставлять траншейный экскаватор в забое при производстве массового взрыва [28]; - объем взрываемого блока должен составлять двухнедельную производительность экскаватора. В карьере на подготовке нового горизонта принималось 2 экскаватора, частота взрывов - один раз в неделю, объем массового взрыва - один экскаваторный блок на двухнедельную производительность. Производство взрывных работ с частотой один раз в две недели ведет к возрастанию объема экскаваторного блока до его месячной производительности или к увеличению величины массового взрыва до двух экскаваторных блоков при сохранении их объема на уровне двухнедельной производительности экскаватора. Увеличение объема экскаваторного блока нерационально, так как при этом возрастает необходимая длина разрезной траншеи, а, значит, возрастает время подготовки горизонта, а скорость углубки падает. - расстояние от траншейного забоя на нижележащем горизонте до фронта работ на вышележащем горизонте должно быть не менее минимальной ширины рабочей площадки.
Для демонстрации ведения горных работ был построен совмещенный план горных работ двух горизонтов (рис. 17). т\
Совмещенный план горных работ двух горизонтов. Итак, длина разрезной траншеи LT на момент окончания подготовки нового горизонта (горизонта 1 нарис. 17) должна составлять: Ьт = ы + Z/o + L-x, м (33) где Z,/=150M - расстояние от траншейного забоя до первого взрываемого блока по расширению траншеи (согласно ЕПБ при БВР) [28]; L 2=L6n - длина взрываемого блока по расширению траншеи; Li = 40 м - расстояние от траншейного забоя на вновь подготовленном горизонте (рис. 11, горизонт 2) до фронта работ на вышележащем горизонте (согласно ЕПБ) [27]. То есть L] и Li величины нормативные, тогда как величина L2 зависит от ряда параметров.
Длина взрываемого блока определяется по зависимости: L-=inr (34) где Q - эксплуатационная производительность экскаватора, м3/мес; h - высота уступа, м; Ьбл - ширина взрываемого блока, м b6l=W + (n-\)-b (35) W— линия сопротивления по подошве, м; п - количество рядов взрываемых скважин, шт.; b - расстояние между рядами скважин, м. Однако, в связи с тем, что в условиях конкретных месторождений ширина взрываемого блока Ьбл определяется мощностью рудного тела М, то длина взрываемого блока І л будет зависеть от мощности рудной залежи и может быть определена из выражения:
Определение максимальной протяженности добычного фронта предопределяет совместное рассмотрение большого количества изменяющихся параметров [36, 37]: - горизонтальная мощность залежи рассматривалась в пределах от 25 до 80 м; - производство массовых взрывов при сетке скважин 6,5x6,5 производится раз в неделю с объемом блока по разносу траншеи, равного двухнедельной производительности экскаватора. Сетка скважин 6,5x6,5 была выбрана как наиболее распространенная при производстве БВР при разработке вытянутых залежей; - принималось многорядное взрывание скважин (более 3-х). Одно-двухрядное взрывание исключает возможность в полном объеме пользоваться достоинствами короткозамедленного взрывания и влечет за собой ухудшение гранулометрического состава взорванной горной массы, увеличение выхода негабарита и снижение производительности выемочно-погрузочного оборудования [1].
На проходке подготовительной выработки (разрезной траншеи) была рассмотрена работа четырех типов экскаваторов: ЭКГ-5 на высоте уступа п=10м, ЭКГ-10 на высоте уступа Ь=12м, ЭКГ-12,5 и ЭКГ-20 на высоте уступа h= 15 м.
Метод совместного определения производительности по полезному ископаемому и горной массе
Для построения графиков по оси абсцисс необходимо откладывать нарастающее время подготовки горизонтов, которое складывается из времени подготовки отдельных горизонтов, а по оси ординат - соответствующие нарастающие объемы полезного ископаемого Р и горной массы Q, получаемые последовательным суммированием объемов на каждом горизонте (табл.8).
Поскольку в данном случае рассматривается только вариант максимального извлечения горной массы, так как вариант ведения горных работ с минимальными рабочими площадками применялся в ранее проводимых исследованиях, то на графике (рис. 27) горная масса и полезное ископаемое представлены кривыми Qm-f(T) и Рт=/(Т) - объемы горной массы и полезного ископаемого соответственно, извлекаемые при работе карьера.
Анализ свойств кривых на графиках Pm,Qm = f(T) показал следующее: - учитывая специфичность ведения горных работ, заключающуюся в делении процесса на циклы вскрытия и подготовки для разработки слоев мощностью, равной принятой высоте уступа, кривые Pm,Qm = f(T) состоят из участков прямых, соответствующих времени начала и окончания подготовки горизонтов; - тангенс угла наклона касательной к любой точке кривых соответствует производительности карьера по полезному ископаемому или горной массе в данный момент времени. Касательная к одной из точек отрезка кривой, соответствующего подготовке нового горизонта, сливается с ним. Отсюда, тангенс угла наклона отрезка к оси абсцисс есть производительность карьера в период подготовки соответствующего горизонта; - при ведении горных работ карьер будет иметь нестабильную производительность по руде и горной массе, изменяющуюся в широких пределах. Наибольшему значению производительности соответствует максимальный угол наклона соответствующего участка кривой.
Из рис. 27, а также табл. 8 видно, что карьер, при ведении горных работ имеет нестабильные извлекаемые объемы и, соответственно, производительность по руде и горной массе, которые изменяются в широких пределах, что неприемлемо при эксплуатации карьера. Поэтому необходима стабилизация извлекаемых объемов, а, следовательно, производительностей на основе кривых Рт, Qm =f(T). Значению производительности в стабильный период должна соответствовать производительность, возможная по горнотехническим факторам или производительность, определенная по некоторому критерию, в качестве одного из ограничений которого была возможная по # горнотехническим факторам производительность.
На графиках в соответствии с методом совместного определения развития у возможной по горнотехническим факторам производительности по полезному ископаемому и горной массе, осуществлялась их стабилизация. Характеристика полученной кривой Pm=f(T) и методика стабилизации производительности карьера приводится в табл. 10.
В соответствии с методикой при принятом времени подготовки горизонтов (столбец 2, табл.10), устанавливалось значение возможной производительности за период подготовки каждого горизонта (столбец 5, ф табл. 10).
Анализ ряда производительностей и кривой Pm=f(T) позволил выделить следующие периоды работы карьера.
Первый период - строительство и наращивание производительности в течение 4,69 лет до горизонта +80 м. Извлекаемые объемы в этот период не подлежат стабилизации. Второй период - понижение горных работ с горизонта +80 м до горизонта -40 м (значения производительностей находятся в интервале от 976 тыс. м3 до 1792 тыс. м3).
Третий период - понижение горных работ с горизонта от -40 м до горизонта -145м (значения производительностей находятся в интервале от 1498 тыс. м3 до 1989 тыс. м3).
Четвертый период - понижение горных работ с горизонта от -145 м до горизонта -384м (значения производительностей находятся в интервале от 911 тыс. м до 2579 тыс. м ).
При стабилизации производительности по полезному ископаемому на кривой Рт = f(T) выбирался участок, с наименьшим углом наклона к оси ф абсцисс, т. е. с наименьшей производительностью. Затем от начала подготовки горизонта для первого периода стабилизации проводилась прямая линия АВ] (рис. 27), на которую параллельно оси абсцисс сносились точки начала подготовки горизонтов: +80 м - -40 м. Продолжительность извлечения объема руды, измеряемого разностью абсцисс точек В и Bj, увеличилась на время АТ[ = 2,1 года. Таким же образом осуществлялась стабилизация производительности на втором и третьем периодах. Второй период со стабилизированной производительностью отображается прямой BjCi, для которого характерно увеличение продолжительности извлечения полезного J ископаемого на время ДГ/ = 3 года. И, наконец, третий период - прямая CjD} при АГ3Р = 7,87 лет. Таким образом, значение максимально возможной по горнотехническим факторам годовой производительности карьера по руде соответствует значению ее в третий период работы карьера и составляет 1500 тыс. м3 или при плотности руды р=3,35 т/м3 - 5025 тыс. т.
