Содержание к диссертации
Введение
1. Анализ теории и практики разработки рудных месторождений открыто-подземным и подземным способами с перепуском рудной массы по глубоким рудоспускам
1.1. Краткий обзор практики применения открыто-подземной разработки месторождений 38
1.2. Сырьевая база и особенности разработки вольфрамо-молибденовых месторождений
1.3. Современное состояние минеральной базы Тырныаузского ГОКа 47
1.4. Основные проектные решения 55
1.5. Этапы совершенствования технологии подземной добычи на руднике "Молибден" 59
1.6. Этапы развития технологии 69
2. Обоснование критерия оценки эффективности texiюлогических решений и разработка экономико-математической модели технологической схемы: добыча рудной массы на карьере и руднике, перепуск ее с карьера и рудника, обогащение
2.1. Общие принципы оценки способов вскрытия, подготовки и очистной выемки запасов рудных месторождений 91
2.2. Общие принципы определения извлекаемой ценности добываемых полезных ископаемых 117
2.3. Определение извлекаемой ценности многокомпонентных полезных ископаемых 121
2.4. Определение извлекаемой ценности многокомпонентной и разносортной рудной массы 127
2.5. Зависимости извлечения при обогащении от содержания вредных примесей в рудной массе 134
2.6. Особенности определения извлекаемой ценности руд Тырныаузского месторождения 137
2.7. Определение эксплуатационных затрат на добычу и переработку рудной массы 141
2.8. Определение величины ущерба окружающей среде 148
2.9. Учет возможной продажи продукции за СКВ 159
3. Исследование работы глубоких перепускных рудоспусков и разработка теоретических положений по оценке конструкций и места расположения капитальных рудоспусков
3.1. Опыт эксплуатации глубоких рудоспусков при отработке Тырныаузского месторождения 162
3.2. Влияние физико-механических свойств пород на износоустойчивость рудоспусков 183
3.3. Влияние диаметра рудоспуска на его устойчивость 193
3.4. Особенности эксплуатации карьерных рудоспусков 201
3.5. Влияние переизмельчения руд при перепуске по глубоким рудоспускам 207
3.6. Особенности вскрытия Тырныаузского месторождения 209
3.7. Обоснование величины разубоживания рудной массы при перепуске ее через глубокие рудоспуски 212
3.8. Сравнительная оценка вариантов капитальных перепускных рудоспусков 215
3.9. Обоснование высоты этажа при разных схемах вскрытия и подготовки 219
4. Теоретические основы сравнительной оценки способов разработки с учетом стадий перепуска добытой рудной массы и определения производственной мощности рудника
4.1. Сравнение открыто-подземного и подземного способов разработки 233
4.2. Определение производственной мощности рудника по горным возможностям 239
4.3. Обоснование оптимальной производственной мощности рудника 248
4.4. Обоснование оптимальной производственной мощности предприятия при открыто-подземном способе разработки 262
5. Совершенствование открыто-подземной разработки месторождений
5.1. Методика оценки технологии подземной и открытой разработки при открыто-подземном способе 268
5.2. Совершествование открыто-подземного способа разработки с частичной выемкой запасов верхних горизонтов подземным способом 273
5.3 Пути совершенствования совместного открыто-подземного способа разработки рудных месторождений при системах с обрушением 276
5.4. Совершенствование способа разработки с сухой закладкой выработанного пространства 281
5.5. Совершенствование технологии разработки участков месторождений, нарушенных горными работами 285
5.6. Оценка эффективности повторной разработки 288
6. Нучные основы оптимизации и совершенствования систем и способов разработки 293
Зключение 353
- Основные проектные решения
- Определение извлекаемой ценности многокомпонентной и разносортной рудной массы
- Влияние диаметра рудоспуска на его устойчивость
- Совершенствование способа разработки с сухой закладкой выработанного пространства
Введение к работе
Разработка рудных месторождений, особенно сложного строения и с многокомпонентными рудами, характеризуется высокими затратами на разведку, добычу и переработку, большими потерями и разубоживанием руды, низким качеством добываемой рудной массы из-за примешивания вредных для флотации пород, сравнительно низкой интенсивностью горных работ. Анализ современного состояния отраслей горнодобывающей промышленности и технологии горных работ показывает, что практически во всех отраслях в течение последних десятилетий постоянно снижалось (на 1,5- 2,5 % в год) содержание полезных компонентов (металлов) в добываемых полезных ископаемых, увеличивались эксплуатационные и капитальные затраты на их добычу и переработку, а цены на металлы снижались, катастрофически росло отрицательное воздействие горных работ на окружающую среду, из-за увеличения отходов добытого полезного ископаемого. Положение усугубилось в последние годы, когда из-за роста затрат, низких цен на металлы и дефицита инвестиций многие горные предприятия без достаточного научного обоснования стали отказываться от части запасов, снизили производственные мощности и оказались нерентабельными.
Вместе с тем при системном и комплексном научном подходе с учетом требований рынка имеются большие возможности для изменения этого положения, приведения в действие огромных ресурсов (запасов и производственных мощностей горных и перерабатывающих предприятий) и улучшения состояния окружающей среды. Одним из важнейших направлений совершенствования ресурсосберегающей и природоохранной технологии является расширение области применения комбинированного открыто- подземного способа разработки. Однако этому препятствует недостаточная изученность такой проблемы, как работа единого комплекса: карьер - рудник - система перепускных рудоспусков - обогатительная фабрика - металлургический завод, решение в рамках этого единого комплекса таких важнейших задач, как обоснование границ и последовательности применения открытого и подземного способов, взаимоувязка работы карьера, рудника и обогатительной фабрики с учетом последствий для металлургического завода, обоснование их совместной или раздельной выемки, оптимальной производственной мощности, выбор и создание таких систем разработки, которые обеспечивают повышение полноты и комплексности использования запасов за счет повышения качества добываемой рудной массы. Решение этих задач позволит существенно повысить эффективность работы горных предприятий при улучшении использования недр и охраны окружающей среды.
ЦЕЛЬ РАБОТЫ - разработка научных основ оптимизации параметров горных работ и технологических схем при подземной и открыто-подземной разработке месторождений многокомпонентных руд с перепуском через глубокие рудоспуски применительно к современным экономическим условиям на основе более полного и комплексного использования месторождений полезных ископаемых.
ИДЕЯ РАБОТЫ заключается в том, что выбор параметров горных работ и создание более эффективных экономических и технологических решений при открыто-подземной и подземной разработке месторождений многокомпонентных руд осуществляется на основе оптимизации всего комплекса работ по разведке запасов, добыче рудной массы на карьере и руднике, перепуске ее с карьера и рудника на нижние горизонты, обогащению и получению конечной продукции.
МЕТОДЫ ИССЛЕДОВАНИЙ. В работе использован комплекс методов исследований, включающий анализ теории и практики разработки месторождений, анализ технико-экономических показателей работы горных предприятий и показателей использования недр, методы статистического анализа, экономико-математическое моделирование, технико-экономические расчеты по выбору экономических и технологических решений, опытно-промышленная проверка и внедрение рекомендаций в производство. ЗАЩИЩАЕМЫЕ НАУЧНЫЕ ПОЛОЖЕНИЯ:
1. Анализ работы горных предприятий с применением систем глубоких перепускных рудоспусков показал, что эти системы в значительной мере определяют качество добываемой рудной массы и надежность работы карьера и рудника.
2. Проблемы обоснования оптимальных параметров горных работ и совершенствования технологии при открыто-подземной и подземной разработке месторождений многокомпонентных руд должны решаться на основе системного и комплексного подходов при взаимосвязанном рассмотрении работы карьера и рудника с учетом перепуска руды карьера и рудника через систему глубоких рудоспусков и влияния качества добываемой и перепускаемой рудной массы на последующие стадии обогащения, а также с учетом воздействия на окружающую среду.
3. Исследована работа системы перепускных восстающих, изучены закономерности износа стенок глубоких рудоспусков при перепуске рудной массы с карьера и рудника, обоснована величина дополнительного разубо-живания рудной массы от истирания стенок рудоспусков в процессе пере — пуска и влияния разных разубоживающих пород на показатели извлечения" металлов при обогащении.
4. Установлены зависимости показателей извлечения полезных компонентов при обогащении многокомпонентных руд и содержания их в концентратах от содержания в добытой рудной массе полезных ископаемых и вредных для флотации компонентов, в частности, пород от истирания стенок рудоспусков, предложены методы определения извлекаемой ценности добываемой и перепускаемой рудной массы, эксплуатационных и капитальных затрат на добычу, перепуск и обогащение рудной массы карьера.
5. Разработаны методы решения задач выбора и экономической оценки эффективности конструкций и места расположения (в породах) перепускных рудоспусков при открыто-подземном и подземном способах разработки запасов с учетом разницы в капитальных и эксплуатационных затратах, изменения качества рудной массы при ее перепуске и влияния этого изменения на показатели обогащения.
6. Разработаны теоретические основы решения задач по обоснованию оптимальных параметров и технологии горных работ при открыто-подземной и подземной разработке месторождений многокомпонентных руд с учетом всей сложности и специфики технологической схемы добычи и переработки, на основе критериев эффективности, соответствующих требованиям рыночной экономики и предлагаемых экономико-математических моделей: карьер- рудник- система перепускных рудоспусков с карьера и рудника - обогатительная фабрика.
7. Разработанные методические положения для решения задач проектирования оптимальных параметров рудника и карьера, граничных коэффициентов вскрыши, сравнения способов и систем разработки, определения производственной мощности рудника и карьера позволяют повысить эффективность работы горного предприятия, а также полноту и комплексность использования недр и охрану окружающей среды.
8. Предложенные новые и усовершенствованные способы открыто подземной и подземной разработки месторождений полезных ископаемых, обеспечивающие повышение полноты и комплексности использования недр и других природных ресурсов, внедренные в производство и проекты рудника и карьера Тырныаузского ГОКа, могут быть использованы на многих горных предприятиях страны.
ОБОСНОВАННОСТЬ И ДОСТОВЕРНОСТЬ научных положений, выводов и рекомендаций подтверждается: анализом представительного объема статистических данных и технико-экономических показателей работы предприятий; применением методов теории вероятностей и математической статистики; положительными результатами исследований в производственных условиях, а также результатами опытно-промышленного и практического использования технико-экономических и технологических решений. НАУЧНАЯ НОВИЗНА РАБОТЫ состоит в том, что методические положения по обоснованию параметров горных работ, порядка отработки месторождений открыто-подземным способом, технологии открыто-подземной и подземной разработке и более полного и комплексного использования недр при разработке месторождений многокомпонентных руд, а разработаны применительно к современным экономическим условиям на основе системного и комплексного подходов при рассмотрении во взаимосвязи и взаимовлиянии процессов разведки запасов, добычи рудной массы на карьере и руднике и переработки с учетом изменения ее качества при перепуске через глубокие рудоспуски, а также охраны окружающей среды; доказана необходимость детального технико-экономического обоснования места расположения и конструкций перепускных рудоспусков с учетом полноты и комплексности использования недр; предложены методики оптимизации основных параметров карьера и рудника, определения извлекаемой ценности добываемой рудной массы и технологии горных работ с учетом вредного влияния карбонатов и глины на показатели обогащения, а также с учетом полноты и комплексности использования недр и охраны окружающей среды; разработан ряд частных методик оценки конструкций днищ блоков, высоты этажа и т.п. на действующих горных предприятиях; на основе методик экономической оценки предложены усовершенствованные и новые эффективные способы разработки и технико-экономические мероприятия по повышению качества добываемой рудной массы и более полному использованию недр.
ПРАКТИЧЕСКОЕ ЗНАЧЕНИЕ РАБОТЫ заключается в том, что на основе предложенных методик могут быть решены основные задачи проектирования и эксплуатации предприятий, осуществляющих разработку нагорных месторождений многокомпонентных руд открыто-подземным и подземным способами с применением системы перепускных рудоспусков и без нее. . Научная основа может быть использована при переоценке запасов полезных ископаемых, выборе порядка отработки запасов, определении производст 10 венной мощности горных предприятий, выборе эффективных способов и систем разработки, методов оптимизации качества продукции горных предприятий и т.д.
РЕАЛИЗАЦИЯ РАБОТЫ. Исследования проводились в соответствии с плановой тематикой по комплексной целевой межвузовской (совместно с пятью горнорудными предприятиями Северного Кавказа) научно-технической программе "Разработка научных основ и способов разведки и эксплуатации рудных месторождений Северного Кавказа, обеспечивающих более полное и рациональное использование недр и охрану геологической среды" сокращенно "Недра", которая была утверждена совместным приказом Минцветмета СССР и Минвуза РСФСР от 16 июля 1986 г. Начиная с 1992 г. работы продолжались по программе "Экологически чистое горное производство", а также по трем грантам Минобразования России. На основе разработанных теоретических положений применительно к условиям Тырныаузского вольфрамо-молибденового комбината (впоследствии Тырныаузский ГОК) решен ряд задач по оптимизации порядка разработки месторождений открыто-подземным и подземным способами, по определению производственной мощности карьера и рудника, по выбору и оценке систем разработки, конструкций и места расположения рудоспусков. Рекомендации по выбору и экономической оценке известных и созданию новых способов и систем разработки были испытаны и внедрены в проекты и на Тырныаузском ГОКе.
Результаты исследований используются в учебном процессе в горных вузах страны (учебник), а также при дипломном и курсовом проектировании в Южно-Российском государственном техническом университете (Новочеркасском политехническом институте) и Северо-Кавказском государственном технологическом университете.
АПРОБАЦИЯ РАБОТЫ. Основные положения и результаты работы докладывались на международных, всесоюзных и всероссийских научных конференциях: Всесоюзная научно-техническая конференция «Рудник будущего при механизированной подземной разработке мощных месторождений крепких руд» (Москва, 1978 г.), научно-практическая конференция «Проблемы развития ТВМК» (г. Тырныауз, 1984), научно-техническая конференция «Пути повышения комплексности использования рудного сырья и технологических показателей обогащения» (Ташкент, ТашПИ, 1990), научно-практическая конференция «Эколого-технологические аспекты эффективности работы горных предприятий» (Ташкент, ТашПИ, 1991), «Неделя горняка» (Москва 1998, 1999, 2000, 2001, 2002 гг.); на Всесоюзном научно-техническом семинаре «Совершенствование комплексной (открыто-подземной) разработки рудных месторождений (Кривой Рог 1990 г.); на международном симпозиуме по проблеме "Экологически чистое горное производство" (Москва, МГТУ, 1996 г.); на трех международных научно-технических конференциях "Комплексное изучение и эксплуатация месторождений полезных ископаемых", Новочеркасск, НГТУ (1994, 1995, 1997 гг.), на международной научной конференции "Проблемы геологии, полезных ископаемых и экологии юга России и Кавказа" (Новочеркасск, ЮРГТУ (НПИ), 1999 г.); на 1-й международной конференции "Использование минерально-сырьевых ресурсов Рудного Алтая" (Казахстан, г.Усть-Каменогорск, 2001 г.); на конференциях Южно-Российского государственного технического университета (Новочеркасск 1997-2002 гг).
ОБЪЕМ РАБОТЫ. Диссертация состоит из введения, шести глав, заключения и списка использованной литературы из 144 наименований, изложена на 367 страницах машинописного текста.
ПУБЛИКАЦИИ. По теме диссертации опубликовано 68 работ, в том числе 3 монографии, отдельные главы в учебнике, учебных пособиях и монографиях, более 60 статей и авторских свидетельств на изобретение.
Автор выражает глубокую благодарность научному консультанту, доктору технических наук, профессору, заслуженному деятелю науки и техники РСФСР В.А. Шестакову за многолетнюю научно-методическую помощь, ценные советы и практическую оценку выполненной работы.
Основные проектные решения
Генеральное проектирование Тырныаузского вольфрамо-молибденового комбината первоначально было возложено на институт "Гипроруда" с привлечением институтов "Механобр" и "Промстройпроект". Проектом предусматривалась схема вскрытия основного рудного тела "Главный скарн" (ГС) штольнями с поверхности, глубокими рудоспусками в лежачем боку, шахтными стволами, комплексом вентиляционных выработок. Шесть верхних горизонтов (с гор. 2612 м до гор. 2941 м) были вскрыты откаточной штольней "Капитальная" с гор. 2612 м протяженностью 800 м. Затем были пройдены стволы шахт "Слепая" и "Пик", а также рудоспуски глубиной 230 м. Вскрытие верхней части месторождения (выше гор. 2612 м) было завершено в 1957 г., а в 1958 г. был вскрыт гор. 2537 м штольней "Северная" с поверхности и пройден ствол шахты "Слепая-2" с гор. 2537 м до гор. 2612 м. Руда с верхних горизонтов перепускалась по рудоспускам на отметку 2612 м. На эту же отметку руда из блоков гор. 2537 м выдавалась в вагонах типа ВОК-80 в клети ствола шахты "Слепая-"2. Вагоны разгружались в бункер на отметке 2625 м, а из него - в вагоны ВОК-250 на гор. 2612 м. Вся рудная масса из верхних горизонтов и с гор. 2537 м доставлялась на устье штольни "Капитальная" на отметке 2612 м и далее на обогатительную фабрику по грузовым канатным дорогам протяженностью 4,8 км. В 1960-1962 гг. для вскрытия горизонтов от 2015 м до 2537 м были пройдены основная вскрывающая штольня "Главная" на гор. 2004 м и капитальные рудоспуски № 1 и № 2 глубиной по 600 м в лежачем боку
Главного скарна, а также ствол шахты "Капитальная". Штольня "Главная" предназначалась для погрузки всей рудной массы в 8-кубовые вагоны и откатки их электровозами 14-КР на промплощадку подземного рудника на отметке 2004 м. С 1963 по 1967 г. продолжалось вскрытие и велась подготовка горизонтов 2464 м, 2317 м, выработок вентиляционного комплекса, вводились новые мощности по добыче руды на горизонтах 2537 м и 2464 м. В последующие годы вскрывались и готовились к отработке запасы на горизонтах 2242 м, 2167 м, 2092 м и были введены в работу новые капитальные рудоспуски: № 2б, №№ 8,9 и № 3, построены и сданы в эксплуатацию новые грузовые канатные дороги на отм. 2004 м для доставки руды на обогатительную фабрику. Была построена и пассажирская канатная дорога для перевозки рабочих из города на промплощадку (с отметки 1300 м до гор. 2004 м). В связи с отработкой Главного скарна выше горизонта 2317 м и необходимостью включения в эксплуатацию запасов рудного тела "Скарнированные мраморы центра" (СМЦ) была сокращена высота ствола шахты "Капитальная": верхняя часть (выше отметки 2317 м) засыпана породой, а машинное отделение перенесено на горизонт 2317 м. В связи с этим для ведения горных работ на горизонтах выше 2317 м, а также продолжения вскрытия рудного тела "Северо-западный скарн" (в 1970 г.) был введен в эксплуатацию ствол шахты "Северо-западная". Отставание вскрытия Северо-западного скарна (СЗС), рудного тела "Слепая залежь" (СЗ) привело к опережающей выемке наиболее богатого Главного скарна.
Необходимо было найти решение, которое позволило бы экономически эффективно и полно отработать балансовые запасы месторождения, избежать опережающей добычи руд ГС, не допустить уменьшения объемов переработки металлов в период строительства предприятия и извлечь часть потерянных запасов. Эти проблемы решались внедрением в 1972 г. комбинированной разработки месторождения подземным и открытым способами, что потребовало проходки карьерных капитальных рудоспусков №№ 3. 5, 6, 7, 8, а для ведения очистных работ на подземном руднике - новых капитальных рудоспусков №№2б,9, 10, 11,12,13, 15,19. Была пройдена и сдана в эксплуатацию в 1978 году штольня "Параллельная" на отметке 2004 м, которая должна была обеспечить выдачу добываемых объемов руды из карьера и подземного рудника на дробильный комплекс. Проектирование систем разработки месторождения связано со схемами вскрытия рудных тел, обоснованием их горно-геологических и горнотехнических условий в процессе ведения разведочных работ, этапами строительства и расширения комбината. Предложенная институтом "Гипроруда" схема вскрытия верхней части месторождения была обусловлена рельефом местности и предусматривала отработку в первую очередь Северо-западного рудного поля. Монолитность и высокая крепость скарнов (по шкале Протодъяконова от 18 до 20), практическое отсутствие в них тектонической нарушенности позволили принять систему разработки с магазинированием руды при мощности рудного тела до 4-5 м. Для более мощной части рудного тела (8-12 м) институтом "Гипроруда" был предложен проект отработки системой подэтажных штреков (системой с подэтажной выемкой). В связи с наличием малоемких откаточных сосудов (0,8-1,2 м ) и ручных перфораторов в начальный период эксплуатации месторождения проектом предусматривалась отбойка запасов блоков мелкошпуровым способом. В дальнейшем (с 1952 г.) генеральное проектирование комбината было поручено институту "Гипроникель". По проекту этого института вскрывались скарновые и роговиковые рудные тела ниже горизонта 2612 м мощностью более 15 м.
Это потребовало применения более производительных вариантов системы разработки с использованием на очистной добыче вагонов емкостью 2,5 м3. Для отработки рудных тел достаточно устойчивыми вмещающими породами проектом предусматривалась система подэтажной выемки с отбойкой руды минными зарядами, а для трещиноватых роговиковых руд - система этажного самообрушения с подсечкой минными зарядами. По мере ввода очередей строительства, предусмотренных генеральным проектировщиком, вскрывались запасы наиболее мощного рудного тела -Главного скарна. Отечественная промышленность стала выпускать станки глубокого бурения БА-100, НКР-100. При мощности рудного тела 15-25 м основной стала система подэтажной выемки с отбойкой запасов скважинными зарядами. Впоследствии варианты этой системы были спроектированы и для отработки блоков при мощности ГС до 40-60 м. Проектные проработки вариантов этой системы были обусловлены горно-геологическими условиями отрабатываемого ГС и необходимостью увеличения в годы пятилеток объемов производства. С этой целью вводились мощности и по роговиковым рудам. Характерная тектоническая трещиноватость роговиков требовала новых систем для их отработки. Была принята система подэтажного обрушения скважинными зарядами и торцевым выпуском руды. С появлением самоходных погрузочно-доставочных машин (ПДМ) система подэтажного обрушения с торцевым выпуском руды в дальнейшем нашла применение при повторной отработке потерянных запасов на подземном руднике по проектам Тырныаузского комбината.
Определение извлекаемой ценности многокомпонентной и разносортной рудной массы
Основой правильного определения извлекаемой ценности добываемой многокомпонентной и разносортной рудной массы являются зависимости изменения показателей обогащения, в частности, извлечения в концентраты, которые для разных компонентов отличаются в значительной степени. Поэтому для расчетов необходимо изучить эти закономерности для каждого компонента индивидуально. Важно также иметь в виду, что содержания разных компонентов руд цветных металлов в разных блоках соотносятся по-разному. Для того, чтобы учесть все основные особенности комплексной переработки многокомпонентного сырья при использовании действующих отпускных цен на продукцию цветной металлургии, необходимо применять для определения извлекаемой ценности (руб/т) добываемой рудной массы формулу где Cj - содержание і-го полезного компонента в руде балансовых запасов, %; Pj - показатели разубоживания руды по этому і-му компоненту, доли ед; п- количество извлекаемых из руд полезных компонентов; m - количество получаемых из руд концентратов и промпродуктов; є„- показатель извлечения і-го полезного компонента в j-й концентрат, доли ед.; f4- - показатель извлечения і-го полезного компонента при металлургическом переделе j-ro концентрата, доли ед.; цми- - отпускная цена і-го металла или другого конечного продукта переработки, извлекаемого из j-ro концентрата (после металлургического передела), руб/т. Данная формула учитывает все основные особенности комплексного использования минерального сырья и позволяет осуществлять анализ с целью выбора путей повышения эффективности использования добываемой рудной массы. Учет трех стадий: добычи, обогащения и металлургического передела позволяет в значительной мере избежать недостатков действующих отпускных цен на руды и концентраты. В то же время данная формула может быть использована для определения ценности того или иного полезного компонента в концентрате.
В наиболее общем случае, когда руды цветных металлов многокомпонентны, содержат благородные и редкие металлы и эти руды можно разделить на несколько сортов, а при переработке добываемой рудной массы получаются несколько концентратов, извлекаемая ценность добываемой рудной массы применительно к условиям ГОКов цветной металлургии может быть определена по следующей формуле (руб/т) к п m к nt m Цд =0,0іХчфХсіф(1-Рф)ХЄоізфЦцф + ЕЯфЕсбіф(1-Рф)ХеобуфЦбіІФ, ф=1 i=l j=l ф=1 i=l j=l где q p - доля участия ф-го сорта руды в общей добыче, доли ед.; к -количество сортов руд; п и пб - число цветных и благородных металлов в руде; с1ф и Сб,ф - содержание і-го цветного и благородного металла в руде ф-го сорта, %; Рф - разубоживание руды ф-го сорта, доли ед.; m - число концентратов; є0уф и є0бцф - извлечение і-го цветного и благородного металла в j-й концентрат при обогащении руды ф-го сорта, доли ед.; циФ и Цбуф - отпускная цена і-го цветного и благородного металла в j-м концентрате после обогащения руды ф-го сорта, руб/т. По этой формуле можно не только определить извлекаемую ценность для какого-то конкретного случая, но и оптимизировать число сортов, на которые целесообразно разделить запасы. Для этого необходимо определить извлекаемую ценность при всех возможных для применения вариантах разделения запасов по сортам руды (на два, три и т.д.), а также соответствующие этим вариантам затраты на добычу и переработку. Оптимальным количество сортов будет такое, при котором максимальна сумма дисконтированной прибыли за расчетный период с учетом дополнительных (по сравнению с базовым вариантом) затрат, связанных с добычей и переработкой по сортам. В качестве базового варианта может быть принята валовая выемка и переработка рудной массы без разделения сортов.
Если предприятие работает нормально, его продукция находит рынок внутри страны по каким-то устойчивым рыночным ценам и ценность реализуемой товарной продукции позволяет обеспечить производство всем необходимым, то, например, применительно к условиям Урупского ГОКа извлекаемая ценность добываемой рудной массы в зависимости от вариантов принимаемой технологии добычи и переработки может быть определена по следующим формулам: а) при валовой разработке месторождения и производстве одного медного концентрата, в который извлекаются золото и серебро (руб/т) цд=0,01-см(1-Р)-е1В-ц1Ж+ ;с,-(1-Р)-еы-цй, І=І где см, єом - содержание меди в балансовых запасах месторождения, % и извлечение ее при обогащении, доли ед.; цмк - отпускная цена меди в медном концентрате, руб/т; Р - разубоживание руды, доли ед.; пб - число благородных металлов в рудной массе; Cj и є0і. содержание і-го благородного металла в рудной массе, г/т и извлечение его в концентрат, доли ед.; Ці - отпускная цена і-го благородного металла в концентрате, руб/г. б) при валовой разработке месторождения и производстве медного и цинкового концентратов, в каждый из которых извлекаются золото и серебро (руб/т) ЦД=0,01[СМ(І-Р)ЄОМЦМК+СЦ(І-Р)ЄОЦЦЦК] + С1(1-Р)ХЄОІІ Ц1І где m - число концентратов; см , сц - содержание меди и цинка в руде балансовых запасов, %; s0M и єоц - извлечение меди в медный концентрат и цинка в цинковый, доли ед.; цмк и Ццк - отпускная цена меди в медном концентрате и цинка в цинковом концентрате, руб/т; с; - содержание і-го металла в балансовых запасах, г/т; є0у - извлечение і-го благородного металла в j-й концентрат при обогащении, доли ед.; Цу - отпускная цена і-го благородного металла в j-м концентрате, руб/т. в) при раздельной добыче и переработке медных и медно-цинковых руд и производстве медного и цинкового концентратов из обоих сортов руд, в которые извлекаются золото и серебро (руб/т) цд =я0,0і[с м(1-Р )є омЦ мк +с ц(і-Р )є оц к1+- +(І-Я)-О,ОІ-[С;-(І-Р 8ІІ-ЦІС+С;-(І-Р )-Є ОЦ-Ц Щ]І- +ЯХС;(І-Р )Є Ц;+(І-Ч)Т;СГ(І-Р )Є"ОІ , 1=1 1=1 где q, (1-q) - доли медно-цинковых и медных руд в общей добыче, доли ед.; с м и с"м - содержание меди в медно-цинковых и медных рудах (балансовых запасах) , %; с ц и с"ц - содержание цинка в медно-цинковых и медных рудах, %; Е ОМ И Е"ОМ - извлечение меди из медно-цинковых и медных руд при обогащении, доли ед.; е оц и е"оц - извлечение цинка из медно-цинковых и медных руд, доли ед.; ц мк и ц"мк - отпускная цена меди в концентрате из медно-цинковых и медных руд, руб/т; Р и Р" - разубоживание медно-цинковых и медных руд, доли ед.; c j и c"j - содержание і-го благородного металла в медно-цинковых и медных рудах, г/т, кг/т; є оі и Є"0І - извлечение і-го благородного металла из медно-цинковых и медных руд, доли ед.; ц ; и ц \ - отпускная цена і-го благородного металла в концентратах из медно-цинковых и медных руд, руб/г, руб/кг;
Влияние диаметра рудоспуска на его устойчивость
В многофакторных корреляционных зависимостях износоустойчивости диаметр рудоспуска непосредственно не фигурирует. Эта зависимость имеет то значение, что по известному диаметру можно определить износоустойчи вость рудоспуска, а также продолжения его дальнейшей эксплуатации. В этой связи определяли износоустойчивость рудоспуска от его диаметра как функции количества перепущенной руды. Используя данные по износо устойчивости вертикальных и наклонно-ломаных рудоспусков от высоты па дения и количества перепущенной руды в диапазоне от 1 до 12 млн. т, были 4 составлены вариационные ряды зависимостей между исследуемыми факто- рами q и Бф. Эти значения взяты усредненными по все высоте рудоспусков для определенных количеств руды (рис. ЗЛО). Установлено, что износоустойчивость рудоспусков увеличивается прямо пропорционально диаметру рудоспуска. Однако до определенного предела, при достижении которого q резко снижается.
Это значит, что при такой dp начинается разрушение рудоспуска и дальнейшая его эксплуатация становится затруднительной или невозможной (рис. 3.11). Установить начало разрушения рудоспуска для всех пород не представляется возможным. По данным износа рудоспусков рудника "Молибден", пройденных, в основном, по мраморам, удалось установить, что разрушение вертикальных рудоспусков происходит при d=14,0 м , dmax=15,2 м , а наклонно-ломаных при dcp= 12,1 м , dmax=16,4 м . На руднике "Молибден" имеется опыт эксплуатации вертикальных рудоспусков в заполненном до определенного уровня состоянии после предварительного износа до диаметра, исключающего зависание руды. После проходки вертикального рудоспуска с помощью проходческого комплекса эксплуатация его ведется в незаполненном состоянии до увеличения сечения путем естественного износа с 5 - 7 до 20 - 25 м , обеспечивающего свободное, без зависаний прохождение руды по всей высоте рудоспуска. Во вторую стадию рудоспуск эксплуатируется с поддержанием определенного уровня столба руды, предохраняющего стенки от ударного разрушения. Столб руды поддерживается на уровне ниже разгрузочной камеры не менее чем на 100 м, что обеспечивает необходимое дробление перепускаемой руды. При эксплуатации рудоспуска в заполненном состоянии износ его стенок происходит в основном за счет сил трения, и только в верхней части, где падающая руда ударяется о замагазинированную, имеют место ударные нагрузки за счет рикошетных отскоков отдельных кусков. Силы трения, возникающие при движении руды в рудоспуске, зависят от ее давления на стенки, от скорости движения и физико-механических свойств руды. У поверхности соприкосновения руды со стенками рудоспуска возникают нормальные и касательные напряжения. Нормальные напряжения определяются статическим давлением столба руды, а касательные, воспринимающие часть веса руды, будут равны нормальным, умноженным на коэффициент трения. В заполненном глубоком рудоспуске высота столба руды в десятки и сотни раз превышает его диаметр.
При таком соотношении высоты к диаметру вес столба руды будет полностью передаваться за счет бокового распора на стенки рудоспуска на участке, равном 10-12 его диаметрам. Таким образом, только в верхнем слое замагазинированной в рудоспуске руды до глубины равной 10-12 диаметрам, нормальное давление на стенки рудоспуска будет возрастать, оставаясь более или менее постоянным на остальной части рудоспуска. Динамические нагрузки от падающей руды воспринимаются тоже этим слоем, где вероятность свободообразования руды наибольшая. Можно предполагать, что ниже этого слоя замагазинированная в рудоспуске руда находится в более постоянном и менее нагруженном динамическом состоянии, где ее перемещение происходит более спокойно, а коэффициент разрыхления приближается к максимально возможному для данной руды и для данных условий. Процесс перемещения руды в заполненном рудоспуске можно представить следующим образом. После открывания затвора и выпуска некоторого объема руды начинается движение ее в нижней части рудоспуска примерно с одинаковой скоростью вплоть до динамически уплотненного слоя. Исключением может быть самая нижняя части рудоспуска, где при движении руды несколько увеличивается ее коэффициент разрыхления по мере удаления от выпускного люка (так как в нижней част рудоспуска имеет место некоторое динамическое уплотнение руды при остановке потока), в результате скорость кусков руды уменьшается с высотой, достигая в дальнейшем более или менее постоянного значения. Проведенными наблюдениями за опусканием рудного столба по рудоспуску № 3 между горизонтами 2390 и 2464 м при средних фактических площадях сечения соответственно 31 и 33 м установлена скорость опускания в пределах 0,2 - 0,5 м/с. При достижении потока руды динамически уплотненного слоя уменьшается его скорость, так как в этом слое происходит существенное разрыхление руды. Падающие сверху куски руды уплотняют этот слой (имеет место динамическая просадка слоя), который вновь разрыхляется снизу, снова уплотняется и т.д.
Таким образом, при эксплуатации рудоспуска в заполненном состоянии наибольшие изменения и динамические нагрузки имеют место в верхнем слое высотой замагазиниро-ванной руды (высотой равной 10-12 диаметрам рудоспуска), который можно назвать динамически неустойчивым слоем. Вероятность зависания руды в рудоспуске и максимальное разрушение стенок рудоспуска приурочены к этому слою. Замеры износоустойчивости при эксплуатации рудоспусков в указанном режиме проводили только для вертикальных рудоспусков, так как эксплуатировать наклонные рудоспуски в данном режиме нельзя (рис. 3.12). Приведенные показатели получены при различной высоте залегания окружающих пород в рудоспуске. По в расчетах условно приняли их одинаковое по высоте залегание, т.е. исследования показали, что высота рудоспуска при эксплуатации в заполненном состоянии не оказывает существенного влияния на износоустойчивость. Коэффициент корреляции для полученных зависимостей изменялся в пределах от 8,7 до 12,4 %, что свидетельствует о хорошей сходимости результатов производственных наблюдений с расчетными данными. Износоустойчивость рудоспусков, пройденных в более крепких и высоко абразивных породах (скарнах, биотитовых роговиках и гранитоидах), выше, чем в обладающих меньшей прочностью, крепостью и абразивностью (мрамор). При эксплуатации рудоспусков в незаполненном состоянии преобла-дающее влияние на износоустойчивость оказывают хрупко-пластические свойства пород, а при эксплуатации в заполненном состоянии - прочностные свойства (рис. ЗЛЗ).
Совершенствование способа разработки с сухой закладкой выработанного пространства
Применявшиеся на Тырныаузском месторождении способы подземной разработки предусматривали закладку выработанного пространства пустыми породами из карьера. Были запроектированы также способы, предусматривающие закладку выработанного пространства некондиционной рудой. Недостатками этих способов являются высокие потери и разубожива-ние руды. Для устранения этих недостатков, а также для расширения области применения способа, в частности для отработки приграничных участков в нерабочем борту действующего карьера при комбинированном способе разработки, был разработан соответствующий способ. В предлагаемом способе разработки рудных месторождений после проходки подготовительно - нарезных выработок в камеру или на нерабочий борт карьера, контактирующий с кондиционной рудой перед пустой породой сначала засыпают некондиционную руду, образуя промежуточный слой. Так как понятие "некондиционная руда" является весьма относительным, то излишний ее перерасход нежелателен.
Поэтому при образовании зажимающей среды из некондиционной руды образуют и промежуточный слой, толщина которого соответствует высоте эллиптического сегмента, на который фигура выпуска превышает высоту отбиваемого слоя кондиционной РУДЫ. При определении толщины промежуточного слоя кондиционной руды необходимо использовать показатель, учитывающий не только содержание полезных компонентов в кондиционной и некондиционной рудах или хвостах предобогащения, но и содержание вредных примесей, поскольку часто встречаются руды, которые отнесены к некондиционным по содержанию вредных для обогащения примесей. Таким показателем является извлекаемая ценность руды, в которой может быть учтено содержание полезного компонента как в массиве, так и в добытой рудной массе, и извлекаемость полезного компонента в концентрат. Соотношение объемов кондиционный руды, пород зажимающей среды и их ценностей можно определить из выражения При выпуске руды по предлагаемому способу кондиционная руда ра-зубоживается только некондиционной рудой с определенным содержанием полезных компонентов, благодаря чему снижение содержания полезных компонентов в добытой рудной массе происходит значительно медленнее, чем в случае выпуска руды под пустыми породами. Это означает, что содержание полезных компонентов в добытой рудной массе достигнет нижнего браковочного содержания значительно позже, чем в способе по прототипу.
При этом объем выпущенной рудной массы в сравнении со способом по прототипу на момент снижения содержания до минимально допустимого возрастет, т.е. при увеличении размеров фигуры выпуска снизятся потери кондиционной руды, за счет чего увеличится производительность. В то же время некондиционная руда оказывается вовлеченной в эксплуатацию, т.е. потери ее практически отсутствуют. Таким образом, использование для зажимающей среды промежуточного слоя из некондиционной руды, толщину которого определяют из приведенного выше соотношения, и последующий совместный выпуск кондиционной и некондиционной руды позволяют повысить эффективность способа за счет снижения потерь руды и сократить объем подготовительно-нарезных работ. С целью снижения затрат на разработку и улучшение показателей использования полезных ископаемых нами предложен способ комбинированной разработки (А.С. №1240124), при котором в воронку обрушения подают отделенное от горной массы некондиционное полезное ископаемое и в процессе выемки руды на подземном руднике транспортный горизонт .заполняемого некондиционными рудами выработанного пространства,соединяют системой коленчатых рудоспусков с нижележащим транспортным горизонтом; выемкой руды в Глоках нижележащих горизонтов создают свободное технологическое пространство, которое соединяют с коленчатым рудоспуском в месте изгиба последнего и перепуском некондиционного полезного ископаемого по коленчатому рудоспуску производят отделение обогащенной части некондиционного полезного ископаемого на транспортный горизонт и подачу оставшейся части некондиционного полезного ископаемого в свободное технологическое пространство до его заполнения. 5.5. Совершенствование технологии разработки участков месторождений, нарушенных подземными горными работами В условиях разработки месторождений открытыми и подземными горными работами, расположенными в одной вертикальной плоскости, образуется непогашенное выработанное пространство, имеющее контакт с поверхностью. Сложность отработки заключается в отсутствии возможности качественного обуривания пород висячего бока выработанного пространства, так как размещение бурового и другого оборудования на консольно висящем массиве может привести к обрушению этого массива. Бурение скважин со стороны висячего бока выработанного пространства для достижения лучшего качества дробления пород и лучших технико-экономических показателей возможно при образовании опоры массива со стороны висячего бока выработанного пространства.
Поставленная цель достигается тем, что отработку уступа начинают последовательным обуриванием и взрыванием в контуре отрабатываемого массива со стороны лежачего бока выработанного пространства, то есть взрыванием подстилающих пород. При этом в контуре отрабатываемого блока образуется опора массива со стороны висячего бока выработанного пространства. Для того, чтобы взорванных и разрыхленных в первую очередь пород было достаточно для образования надежной опоры, необходимо взорвать определенный объем массива. Причем для того, чтобы отсутствовали неровности в подошве уступа при дальнейшей отработке, т.е. чтобы не производить на последующих этапах разработки уступа дополнительных буровых и взрывных работ в этой части, необходимо, чтобы была качественная проработка нижней части взрываемого в первую очередь массива. Это достигается тем, что нижнюю часть массива со стороны лежачего бока выработанного пространства обуривают и взрывают на одной линии с нижней площадкой уступа. Массив со стороны лежачего бока выработанного пространства разбуривают в поперечном сечении в форме трапеции с высотой, равной высоте уступа. Объем взрываемых пород с учетом разрыхления должен заполнить выработанное пространство и взорванный массив и будет равен (м3) Для создания надежной опоры необходимо также учитывать физико-механические свойства пород массива, форму, угол наклона выработанного пространства. Как показали проведенные эксперименты, для учета перечисленных факторов необходимо ввести следующие эмпирические коэффициенты: Кп - коэффициент, учитывающий слеживаемость и кусковатость пород массива со стороны лежачего бока выработанного пространства, Кп=1,12-1,25; Кф- коэффициент, учитывающий форму и угол наклона выработанного пространства, Кф =1-1,5 при углах наклона 10-20, Кф =1,2-1,35 при углах наклона от 20 до угла естественного откоса пород массива со стороны лежачего бока выработанного пространства.
Предложенная формула отображает закономерность изменения размеров трапеции в зависимости от формы и размеров выработанного пространства и принятых параметров применяемой технологии. После образования опоры приступают к обуриванию и последующему взрыванию массива со стороны висячего бока выработанного пространства. При другом порядке ведения работ поставленная цель не будет достигнута. Например, если сначала взорвать оставшуюся часть отработанного блока, то взорванный ранее массив на контакте с выработанным пространством получит возможность перемещения в сторону рабочей зоны карьера, т.е. будет ослаблена опора висячего бока выработанного пространства. Если же образовывать опору механической засыпкой пород с поверхности, то засыпаемая порода займет положение в выработанном пространстве, имеющее в поперечном сечении форму треугольника со стороной, наклоненной под углом естественного откоса, что также не обеспечит надежной опоры на всем протяжении отрабатываемого выработанного пространства. В предлагаемом техническом решении необходимо, чтобы расстояние от верхней бровки уступа до выработанного пространства было достаточным для образования опоры висячему боку выработанного пространства и для того, чтобы оставшаяся часть уступа выдержала давление со стороны этой опоры.
При этом следует учесть, что выработанное пространство появилось при отработке наиболее обогащенной части рудного тела подземными горными работами. Открытыми горными работами отрабатывают минерализованную часть массива, контактирующего с выработанным пространством. Таким образом, с одной стороны для создания безопасных условий ведения работ невозможно обедненную часть массива отрабатывать сразу до начала погашения выработанного пространства, а с другой стороны эту обедненную часть массива крайне нежелательно везти на обогатительную фабрику, т.к. это по существу некондиционная руда. После того, как весь массив в контуре отрабатываемого блока взорван, сначала обедненную горную массу отгружают и транспортируют в отвал, а после достижения в рудной массе браковочного содержания полезных компонентов горную массу отгружают и транспортируют на обогатительную фабрику, т.е. начинают добычу полезного ископаемого. Способ разработки испытан на карьере Джидинского ВМК. Применение этого способа позволяет повысить безопасность работ, ликвидировать часть затрат на буровзрывные работы, повысить качество добываемой рудной массы и получить существенную экономию.
