Содержание к диссертации
Введение
1. Современное состояние вопроса повьшіения эффективности выпуска рудо. цель и задачи исследований 9~19
1.1. Особенности технологии добычи руды системами разработки с массовым обрушением и формирование показателей извлечения 9
1.2. Обзор и анализ исследований влияния режимов выпуска руды на показатели извлечения при системах разработки с массовым обрушением 10
1.3. Выводы Цель и задачи исследований 18
2. Исследование пространственного распределения типов и сортов руд в подземном блоке 20-52
2.1. Требования к моделированию пространственного распределения качества руды 20
2.2. Выбор и обоснование метода моделирования пространственного распределения типов и сортов руд в необрушенном массиве 22
2.3. Исследование влияния плотности опробования и параметров сетки на точность моделирования 28
2.4. Исследование влияния неравномерности распределения качества руды в массиве и конструктивных особенностей блока на параметры сетки модели, обеспечивающей требуемую точность моделирования 36
2.5. Методика построения цифровой модели пространственного распределения качества руды в необрушенном массиве. Оптимизация параметров интерполирования 40
2.6. Сопоставление результатов моделирования с экспериментальными данными 47
3. Закономерности перемещения частиц при обрушении массива и массовом выпуске руды 53"96
3.1. Анализ факторов, влияющих на характер перемещения частиц руды при отбойке на ограниченное пространст во 53
3.2. Влияние способа отбойки на перемещение частиц взрывом
3.3. Влияние формы и размеров компенсационной камеры на перемещение частиц
3.4. Моделирование формирования пространственного рас-пределения качества руды при обрушении массива 70
3.5. Установление зависимости перемещений от основных влияющих факторов на различных стадиях выпуска. Прогнозирование качества руды по каждому пункту выпуска
4. Разработка и 01шн0-пр0мышленные испытания оптимальных режимов выпуска
4.1. Разработка методики оптимизации режимов выпуска руды 97
4.2. Экспериментальная проверка методики оптимизации режима выпуска руды в лабораторных условиях 108
4.3. Разработка оптимальных планограмм выпуска 114
4.4. Опытно-промышленные испытания оптимальных режимов на рудниках им.Дзержинского и им.Кирова 124
4.5. Экономическая эффективность выполненных исследова ний 142
Заключение j47-i48
Список основной использованной литературы j49-i60
Приложения 161
- Обзор и анализ исследований влияния режимов выпуска руды на показатели извлечения при системах разработки с массовым обрушением
- Исследование влияния плотности опробования и параметров сетки на точность моделирования
- Влияние способа отбойки на перемещение частиц взрывом
- Экспериментальная проверка методики оптимизации режима выпуска руды в лабораторных условиях
Введение к работе
Проблема повышения качества промышленной продукции выдвинута как одна из главных на современном этапе развития социалистического общества. Этот факт нашел отражение в решениях ХХУ, ХХУІ съездов партии и последующих Пленумов ЦК КПСС. Успешное выполнение поставленных партией и правительством задач в значительной мере зависит от качества минерального сырья и, в первую очередь, руд черных металлов. В горнорудной промышленности вопрос повышения качества стоит особенно остро, поскольку при непрерывно повышающихся требованиях к сырью качественные характеристики его ухудшаются вследствие понижения уровня горных работ.
Основным требованием, предъявляемым к железной руде, остается требование стабильности ее качественного состава. В настоящее время разброс качественных показателей для руд даже одной шахты составляет 3-12 %, что приводит к большим потерям на дальнейших переделах.
Причины возникновения колебаний качественного состава ру-допотока кроются в неравномерности распределения типов и сортов руд в пределах месторождения. Результаты опробования массива конкретных выемочных единиц в шахтах южной группы рудников Кривбасса показали, что диапазон колебаний содержания железа в руде в пределах блока составляет 8-22 % (абс).
Помимо геологических особенностей залежей на колебания качества оказывает влияние технология добычи руды. При системах разработки с массовым обрушением, наиболее распространенных в Кривбассе, колебания качества вызваны поочередной добычей руды с различными качественными характеристиками из раз-
личных пунктов, а также вследствие примешивания к руде пустой породы в процессе разубоживания.
Применяемые в настоящее время режимы выпуска обрушенной руды - поочередный, рядовой, равномерно-последовательный и другие создавались без учета стабильности качества руды. Так, поочередный и рядовой режимы выпуска предполагают поочередный выпуск из отдельных дучек до предельного разубоживания. При этих режимах колебания качества панельного рудопотока не только повторяют колебания содержания железа в руде по высоте панели, но и усиливаются вследствие разубоживания. Равномерно-последовательный режим, обеспечивающий равномерные объемы добычи по всем дучкам панели, имитирует в рудопотоке участка колебания качества руды по площади панели.
По данным исследований ИГД МЧИ СССР уменьшение колебаний железа в руде на 1% дает в масштабе страны экономический эффект около 50 млн.руб. в год. Поэтому стабилизация качественного состава железорудного сырья является одним из основных путей повышения его металлургической ценности.
Таким образом, совершенствование режимов выпуска с учетом стабильности качества рудной массы на основе использования закономерностей формирования качества руды - весьма важная, актуальная задача.
Исследуемые в диссертационной работе вопросы являлись составной частью входящих в комплексно-целевую программу ВН.08.070.01. научно-исследовательских работ № 31-1065-78 "Разработать и внедрить методы оптимизации режимов выпуска обрушенной руды и оперативного управления ее качеством" и № 31-365-81 "Разработка и внедрение оперативного управления качеством руды на рудниках Кривбасса", ответственным исполнителем которых является автор.
Целью настоящих исследований является повышение стабильности качества добываемой руды за счет совершенствования режимов выпуска.
Основная идея работы заключается в учете взаимосвязи характеристик неравномерности оруденения массива с закономерностями перемещения частиц при обрушении и выпуске для обеспечения стабильности качества рудопотока.
Для решения поставленных задач использованы следующие методы научных исследований, теории вероятностей и математической статистики, линейного программирования, исследования операций, лабораторные и промышленные эксперименты, а также цифровое моделирование и широкие численные эксперименты с применением современных ЭВМ.
Объектами исследования являются рудники южной группы Криворожского железорудного бассейна.
Научные положения, защищаемые в диссертационной работе, сводятся к следующему:
Максимально возможная точность моделирования пространственного распределения типов и сортов руд в массиве достигается при оптимальных параметрах модели, определяемых характеристиками неравномерности оруденения.
Основными факторами, определяющими закономерности перемещения частиц при обрушении массива на ограниченное пространство, являются, способ отбойки и параметры компенсационных камер.
Стабильное и высокое качество рудной массы достигается в
случае применения разработанной методики оптимизации режимов выпуска, основанной на использовании характеристик неравномерности оруденения массива во взаимосвязи с закономерностями перемещений частиц при обрушении и выпуске.
7 Научные положения, выводы и рекомендации, сформулированные автором в диссертации, обоснованы:
статистическим анализом взаимосвязи характеристик качественного состава рудопотока с принятым режимом выпуска;
адекватностью результатов теоретических и лабораторных исследований, а также экспериментальных данных в реальных условиях работы железорудных шахт;
результатами промышленного внедрения оптимальных плано-грамм выпуска руды на шахтах рудоуправления им.Дзержинского, а также фактическим экономическим эффектом.
Научная новизна заключается:
в установлении закономерностей перемещения частиц при обрушении массива на ограниченное пространство, отличающихся тем, что в них учтено влияние способа отбойки и параметров компенсационной камеры;
в установлении области оптимальных параметров моделирования неравномерностей оруденения массива, обеспечивающих максимальную возможную точность модели, для железорудных шахт Крив-басса;
в разработке методики оптимизации планограмм выпуска,стабилизирующих качество панельного рудопотока, на базе динамической цифровой модели подземного блока.
Значение работы. Научное значение работы состоит в том, что впервые разработана методика оптимизации режимов выпуска обрушенной руды по критерию стабилизации качества панельного рудопотока. Практическая ценность работы заключается в разработке оптимальных планограмм выпуска руды, обеспечивающих стабильное и высокое качество добытой руды.
Результаты работы могут быть использованы при создании автоматизированных систем управления горными
предприятиями с подземным способом добычи в системе Минчермета и Минцветмета, применяющими системы разработки с массовым обрушением и оснащенными современной вычислительной техникой, для стабилизации качественного состава добытой руды.
Реализация выводов и рекомен да-циЙ работы. Разработанные на базе исследований оптимальные планограммы выпуска руды внедрены в объеме около 800 тыс.тонн на шахтах рудника им.Дзержинского ПО "Кривбассруда" с фактическим экономическим эффектом 221,9 тыс.руб.
Апробация работы. Содержание и отдельные положения диссертационной работы докладывались на технических советах рудников им.Дзержинского и им.Кирова (I980-I98I гг.), научно-технических конференциях Криворожского горнорудного института (I979-I98I гг.), на Всесоюзной научно-технической конференции "Системы автоматизации проектных работ в горном деле и применение ЭВМ в отраслевой экономике" (Свердловск, 1981 г.). Основные положения и выводы диссертации изложены в работе "Исследования формирования качества руды и оптимизация режимов выпуска при системах с массовым обрушением", за которую автор в 1984 г. удостоен звания Лауреата премии комсомола Кривбасса.
Публикация. Основные положения диссертационсй работы отражены в пяти опубликованных научных работах.
Объем работы. Диссертационная работа состоит из введения, четырех глав и заключения, содержит 1SO страниц машинописного текста, 40 рисунков, 9 таблиц, список использованной литературы из 116 наименований и приложения.
Автор выражает глубокую признательность инженерно-техническим работникам рудников им.Дзержинского и им.Кирова тт. В.А. Хивренко, А.В.Дьячуку, К.К.Бабцу, Ю.П.Бондаренко за помощь, оказанную в процессе выполнения работы.
I. СОВРЕМЕННОЕ СОСТОЯНИЕ ВОПРОСА ПОВЫШЕНИЯ ЭФФЕКТИВНОСТИ ВЫПУСКА РУДЫ. ЦЕЛЬ И ЗАДАЧИ ИССЛЕДОВАНИЙ
Обзор и анализ исследований влияния режимов выпуска руды на показатели извлечения при системах разработки с массовым обрушением
Управление выпуском при системах с массовым обрушением осуществляется путем определения последовательности включения в эксплуатацию выпускных отверстий, а также объемов выпуска покаждому из них. В технологических терминах это означает режим выпуска. Разработанные к настоящему времени режимы выпуска -равномерно-последовательный, поочередный, порядный (рядовой) и другие основной задачей имели повышение эффективности выпуска в основном за счет снижения потерь и засорения руды. Решается эта задача путем подбора таких объемов добычи и такой последовательности вовлечения дучек в эксплуатацию, при которой поверхность контакта руды и обрушенных пород в процессе выпуска сохраняла бы определенную форму - плоскость, параллельную плоскости приемного горизонта; наклонную плоскость и др.
Многие последователи [l0,29,30,37,38,41,43,46,47,54-58, 62, 65,70,74,80-82,94-96,100,101,106,Иб] отмечают большое влияние организации выпуска на качество добытой руды. Результаты исследований свидетельствуют о значительном влиянии порядка выпуска на показатели извлечения - извлечение чистой руды, потери и особенно разубоживание. Одно из наиболее тщательных исследований режимов выпуска и их влияния на показатели извлечения проведено Г.М.Малаховым, П.Д.Петренко и В.Р.Безухом [б2] . Для различных вариантов системы подэтажного обрушения в лабораторных и промышленных опытах сравнивались различные режимы выпуска руды;- равномерно-последовательный;- неравномерно-последовательный с поддержанием плоскости контакта руды с пустыми продами под углами 45-80 к горизонту;- неравномерно-последовательный с поддержанием ломаной линии контакта руды с пустыми породами (в нижней части панели -под углами 35-65, в верхней части панели под углом 145).
Наиболее целесообразный для каждого исследуемого варианта системы разработки режим выпуска определялся по условию обеспечения наилучших показателей извлечения. Авторы рекомендуют выбирать режимы выпуска с учетом конструктивных особенностейотрабатываемой панели и применяемого варианта системы разработки.
Поочередный режим выпуска тщательно изучен В.К.Мартыновым [65] . Сущность поочередного режимы выпуска состоит в выпуске обрушенной руды поочередно из дучек. Вначале из первых или последних дучек обрушенная руда выпускается до пределов, обусловленных планом по качеству для участка, блока. Затем в работу включаются последующие дучки, из которых выпускается богатая руда с одновременным выпуском разубоженной руды из предыдущих дучек. Богатая и бедная руда смешиваются на скреперной дорожке в пропорциях, предусмотренных планом по качеству или установленными кондициями. Чистая неразубоженная руда поступает из панели только в начальный период выпуска и объем ее редко превышает 8-15$ запасов.
Графики поочередного выпуека значительно отличаются от графиков одновременно-последовательного выпуска характерными скачками качества и разубоживания.
С иных позиций рассматривает режим выпуска И.П.Терехов[9 [95J . Проведенное им изучение закономерностей выпуска показало, что в результате давления налегающих слоев породы на больших глубинах сыпучие свойства обрушенной руды весьма ограничены, что приводит к образованию "труб" и, следовательно, большим потерям руды. В качестве средства борьбы с "трубообразова-нием" предложен так называемый рядовой выпуск руды, сущность которого заключается в том, что руду выпускают только из одного ряда дучек, расположенного поперек выработок скреперования. В результате работы всех забоев из одного ряда дучек, а не по всей площади панели, интенсивность выпуска резко возрастает, "трубы" в ряду соединяются между собой, образуя сначала щель, а затем зону выпуска, имеющую форму параболической траншеи. В связи с этим руда под рядом дучек опускается сплошным потоком, что значительно снижает потери по сравнению с площадным выпуском руды в аналогичных условиях.
Сравнительная характеристика различных режимов выпуска проведена в лабораторных исследованиях Н.Г.Дубынина [29] . Опыты проводились при рациональном шахматном порядке выпускных выработок. Применялся хаотичный, перекрестный и последовательный порядок выпуска. Перекрестный порядок выпуска характерен тем, что из четырех рядом расположенных воронок в двух соседних рядах выпуск производился в перекрестном порядке. Результатыэкспериментов приведены в таблице I.I.
Там же {.29] проведены исследования влияния стадийности выпуска на его результаты. Выпуск производили в одну и две стадии. В отдельных стадиях порядок выпуска был равномерно-последова -тельный, хаотичный, поочередный, поочередно-хаотичный и поочередно-равномерно-последовательный.
Под двухстадийным понимается разделение выпуска на две очереди: вначале выпускают из выпускных выработок чистую руду, а затем разубоженную.Поочередный выпуск - когда выпускают всю чистую руду вначале из одной выпускной выработки, затем из рядом расположенной и т.д.
Поочередно-хаотичный - когда вначале выпускают поочередно чистую руду из всех выпускных выработок, а затем в хаотичном порядке - разубоженную руду.Поочередный и равномерно-последовательный - когда чистую руду выпускают поочередно из всех выпускных выработок, а разубоженную - равномерно-последовательно из всех выпускных выработок.
Исследования подтвердили большое влияние порядка выпуска на все результаты выпуска. Изменяются не только извлечение чистой руды и потери, но и в несколько раз изменяется общее разубожи-вание руд. Наилучшие результаты выпуска получаются при равномерно-последовательном выпуске, а худшие - при хаотичном выпуске. При хаотичном порядке, по сравнению с равномерно-последовательным, объем выпускаемой чистой руды меньше на 36%, потери больше на 50$, а разубоживание повышается в 4 раза.
Безусловно, предлагаемые режимы выпуска решают поставленные задачи улучшения показателей извлечения по сравнению с беспорк -дочным выпуском, однако, поскольку решение ведется без учета неравномерностей оруденения массива и предлагаемые режимы не
Исследование влияния плотности опробования и параметров сетки на точность моделирования
При опробовании руд и пород в естественном залегании отдельная проба достоверно характеризует лишь входящий в нее объем руды, но данные каждой пробы распространяют путем интерполяции на некоторую область влияния, объем которой во много раз больше объема самой пробы. При этом из-за неравномерности оруденения погрешность интерполирования может иметь значительную величину. Представительностью в этом случае обладают групповые линейные (по штреку или орту) или объемные (по блоку) объединенные пробы, получаемые усреднением данных совокупности отдельных забойных проб. Представительность опробования достигается соблюдением определенного расстояния между пробами. Расстояние между пробами L p ориентировочно может быть определено по формуле, приведенной в [бі] :где яГа . - коэффициент вариации содержания компонента в массиве, определяется по формулегде pi - частные значения признака; p - среднее значение признака; П. - число измерений.
С помощью формулы (2.5) можно приблизительно оценить интервал опробования в блоке, однако нельзя сделать сколько-либо достоверный вывод о величине ошибки распространения данных опробования на весь массив.
Между тем именно величина средней относительной ошибки интерполирования позволяет оценить точность моделирования пространственного распределения полезного компонента в пределах блока. Очевидно, что величина относительной ошибки зависит от таких факторов, как изменчивость содержания полезного компонента, количество взятых проб (или интервал опробования) и метод интерполирования. В настоящем параграфе рассматривается вопрос влияния интервала опробования на величину относительной ошибки при известном коэффициенте вариации содержания полезного компонента.
Как следует из \_Ы \ , нормированная корреляционная функция линейного ряда показателей, характеризующих содержание компонента в пробах, выражена экспонентой:где А - коэффициент погашения; I - интервал между геометрическими центрами объемов характеризующих проб.
При различной ориентации линейной последовательности проб вид корреляционной функции остается постоянным, но коэффициент погашения А изменяется, принимая соответствующие значения по простиранию рудного тела вкрест простирания и по падению )х ,Уу И \l .
Известно [14] , что ошибка интерполяции известной величины в некотором конкретном направлении определяется по формуле:где - квантиль нормального распределения, соответствующая двухсторонней доверительной вероятности ; - коэффициент корреляции компонента в смежных пробах. С учетом (2.6) формула (2.7) принимает вид:
Переходя к относительной ошибке бР р/р и принимая во внимание, что 0/6 -ТО- » где "\JC\i. - коэффициент вариации, получим:откуда интервал представительности пробы, т.е. интервал, интерполирование внутри которого дает ошибку, не превышающую »Р , с вероятностью 5 » равен:
Таким образом, интерполяция известного содержания компонента по отдельной пробе в некотором направлении при известных значениях ЯГо , А и заданной относительной ошибке с соответствующей доверительной вероятностью может осуществляться в каждую сторону на расстояние L
Формула (2.10) позволяет рассчитать параметры разведочной сети, гарантирующие заданную относительную ошибку качественных показателей с высокой степенью вероятности, а также определить максимальные размеры сетки модели.
Для определения величины І в условиях конкретного выемочного блока необходимо знать величины б/тГа г, р, S P/A . Первые три параметра характеризуют случайную величину р (содержание : полезного компонента) и могут быть легко подсчитаны по результатам опробования:
Относительная ошибка должна быть задана исходя из условий решаемой задачи, а также с учетом ошибок при определении исходных данных, в данном случае при анализе результатов опробования. В горном деле допустимой считается ошибка в 5-Ю %, поэтому в дальнейших расчетах будем пользоваться значением S P , равным 0,05 (5 %).
Основная трудность заключается в определении коэффициента погашения X . Для определения величины Л по результатам опробования строится корреляционная функция Z, , которая затем аппроксимируется экспонентой с помощью регрессионного анализа.Функцию "Z С ) определяем следующим образом: для всевозможных сочетаний двух проб, расстояние между которыми равно с , определяется коэффициент корреляции
Влияние способа отбойки на перемещение частиц взрывом
При определении перемещения руды силой взрыва для различных способов отбойки основным параметром является начальная скорость разлета частиц [19,25,40,49,68,ИЗ,114] . Начальная скорость определяется геометрией буровзрывных работ, физико-механическими характеристиками разрушаемой среды и свойствами ВВ. Наиболее удачную для практических нужд формулу определения начальной скорости предложил Д.М.Бронников [19] . предел прочности материала на растяжение, н/мг; -- модуль упругости, нЛг; С - скорость звука, м/с; F, - атмосферное давление, нДг; Ра - гравитационная составляющая действующей силы в направлении л.н.с, н/иг; W - л.н.с, н/м ; d - диаметр скважины, м; О - расстояние между скважинами, м; Рвсь - плотность заряда ВВ в скважине, т/м3; Х - скорость детонации, м/с; V ,- максимальный объем каверны, м3/м; р - плотность разрушаемой среды, кг/м;путь разгона, м.
При использовании формулы (3.1) следует учесть, что в реальных условиях начальная скорость несколько ниже теоретически определенной вследствие тормозящего влияния воздушной среды и диссипации энергии при взрыве, поэтому на практике применяют поправочный коэффициент, К0 —0,8.
На основании данных, полученных расчетным путем с помощью формулы (3.1) и эмпирических, корреляционными методами построена зависимость Дальность отбрасывания руды взрывом при прочих равных условиях определяется расстоянием между скважинами О . Этот параметр зависит от принятого способа отбойки - постоянен при отбойке параллельными скважинами и существенно меняется при веерной (рис.3.2).
На практике, однако, более удобно использовать величину удельного расхода ВВ: При отбойке параллельными скважинами удельный расход ВВ остается постоянным по всей плоскости обнажения, т.е. началь ная скорость разлета частиц также постоянна и формула (3.4) справедлива для любой точки плоскости обнажения. Для веерного способа отбойки плотность распределения ВВ уменьшается с уда лением от центра веера, поэтому формула (3.1) дает среднюю начальную скорость разлета. Для более точного определения не обходимо ввести t\ как функцию текущей длины скважины (см. рис.3.3) где d - диаметр скважины; Рвь - плотность ВВ; W - л.н.с, О - расстояние между скважинами в веере; Р - плотность руды; L и - величина недозаряда. Формула (3.5) позволяет определить средний расход ВВ для скважины длиной t . Текущее значение \ можно опреде/ лить, рассматривая участок скважины длиной А." и определив объем отбиваемой им горной массы (см.рис.3.3) веерном расположении Теперь, в случае применения веерного разбуривания массива, для любой точки блока можно по формуле (3.5) подсчитать величину удельного расхода ВВ и затем, пользуясь формулой (3.1), определить значение начальной скорости разлета кусков в рассматриваемой точке.
В литературе известны различные варианты решения задач перемещения частиц при взрыве применительно к отбрасыванию грунтов силой взрыва сосредоточенными зарядами [19,24,40,113, II5J . Несмотря на необычайную сложность кинематики выброса грунтов сосредоточенными зарядами, полученные при этом решения дают вполне приемлемые для практики результаты.
Это дает основание полагать, что применительно к определению перемещений частиц руды при обрушении массива на компенсационное пространство, где начальный процесс отбрасывания руды поддается сравнительно простой схематизации, можно получить вполне надежное решение.
Рассмотрим движение элементарного слоя руды (рис.3.4) толщиной ьР _ и длиной, равной линии наименьшего сопротивления. Суммарный путь перемещения этого слоя в результате отбрасывания можно разделить на два участка: I) полет в воздухе с момента приобретения начальной скорости 1Г0 , до момента падения на почву камеры с« ,2) последующее скользящее перемещение по почве камеры 1«. . Удар рассматриваемого элемента при этом считается неупругим. Формулы, позволяющие определить перемещения элементарного объема руды в случае, когда плоскость обнажения перпендикулярна поверхности почвы камеры, приведены в [19] . В случае обрушения панели на компенсацион . ное пространство, особенно на наклонную подсечку, перемещения носят более сложный характер. Пользуясь теми же допущениями [19,113] , проведем расчет перемещения Р. и I .
Введем обозначения: У - угол наклона почвы камеры к горизонтальной плоскости, f - угол наклона поверхности (плоскости) обнажения к горизонтальной плоскости (рис.3.4), ОА - поверхность почвы камеры, ОВ - поверхность обнажения.Определим величину 2,, :Вертикальная и горизонтальная составляющие начальной скорости гг. равны:
Экспериментальная проверка методики оптимизации режима выпуска руды в лабораторных условиях
Достоверность теоретических исследований формирования пространственного распределения типов и сортов руды при обрушении массива и массовом выпуске, изложенные в главах 2-3, могут быть подтверждены лишь в ходе лабораторных и промышленных испытаний. В настоящем параграфе изложена методика лабораторных экспериментов, направленных как на проверку методики оптимизации режимов выпуска, так и на качественное сопоставление показателей извлечения при различных режимах выпуска. Несмотря на то, что такое сопоставление для традиционных режимов выпуска проводилось неоднократно разными авторами [29,37,62] » опыты необходимо повторить ввиду разработки нового, неравномерно-упорядоченного, или оптимального, режима выпуска.
Лабораторные эксперименты организованы следующим образом. На двух моделях - с наклонными (серии 1-4) и вертикальными (серии 5-8) стенками проведены серии опытов по выпуску руды под налегающими породами. Каждая серия соответствует одному режиму выпуска. Так, поочередный выпуск руды реализован в сериях I, 5 (рис.4.2); равномерно-последовательный - в сериях 2, 7 (рис.4.4); рядовой через ряд - в сериях 3, б (рис.4.3) и оптимальный, или неравномерно-упорядоченный - в сериях 4, 8 (рис.4.5). Результаты каждой серии опытов сопоставлялись с данными численных экспериментов, проведенных с использованием ЭВМ EC-I022, причем если для серий 1-3 и 5-7 численные эксперименты проводились по результатам лабораторных, т.е. в машинных расчетах моделировались реально проведенные опыты, то в сериях 4 и 8 оптимальная планограмма выпуска, составленная на ЭВМ, позднее реализована в условиях лабораторного эксперимента.
Модели заполнялись рудой фракции 2-5 мм. Отличие проведен-ных опытов от известных заключается в том, что контакт руды и налегающих пород представляет собой не плоскость, а поверхность сложной конфигурации, имитирующую включение пустых пород в рудный массив. Нарушение однородности рудного массива позволило в лабораторных условиях продемонстрировать недостатки планирования выпуска без учета геологических особенностей массива и достоинства предложенной методики организации выпуска.
В сериях 1-3, 5-7 выпуск осуществлялся согласно принятому режиму до появления первых частиц песка в дозах. В сериях 4,8 выпуск осуществляется согласно рассчитанной на ЭВМ планограм-ме.
Доза выпуска измерялась мерным стаканом, протарированным перед началом опытов. Руда из мерного стакана взвешивалась, результаты заносились в таблицу.При появлении песка выпущенная масса сепарировалась, отдельно взвешивались руда и песок. Разубоживание в дозе вычислялось по формуле:где К. А - разубоживание в дозе, %; Gn - вес песка, г;Ьр- вес руды,г.
После выпуска 1/6 части руды запаса панели на стекло наносилась линия контакта руды и песка и модель фотографировалсь.
По окончании выпуска (при появлении песка но всех выпускных отверстиях) модель фотографировалась, разгружалась, разгруженная масса сепарировалась и вес полученной после сепарации руды давал абсолютное значение потерь. Коэффициент потерь вычислялся по формуле: где I - потери, %; G"q - абсолютные потери руды, г ; 0- вес загруженной в модель руды, г. Разубоживание определялось по формуле:
В каждой серии проведено четыре опыта. В таблицу каждой серии занесены усредненные значения величин объемов выпуска и потерянной руды. Вычисления разубоживания и потерь проведены после усреднения объемов.
Полученные таким образом величины показателей извлечения сопоставления с расчетными, найденными путем моделирования тех или иных режимов выпуска на ЭВМ. Результаты сведены в таблицу 4.1.
Анализ результатов лабораторных опытов и сопоставление их с данными численного моделирования на ЭВМ показывает, что оптимальный, учитывающий геологические особенности массива, режим выпуска обеспечивает снижение потерь руды на 11-19 %, для модели с наклонными стенками, на 4-9 % - для модели с вертикальными стенками. Отклонение лабораторных данных от расчетных не превышает 2,5 % (абс). Показатели засорения в пределах ошибки измерений.
С помощью описанной выше цифровой модели пространственного распределения типов и сортов руд в массиве обрушенной руды осуществляется оптимизация сменных объемов добычи в режиме усреднения качества. При этом решаются следующие взаимосвязанные задачи: на первом этапе производится корректировка цифровой модели, которая, будучи построена для необрушенного массива, изменяется в процессе отбойки (обрушения). Изменения модели определяются закономерностями перемещения частиц при обрушении, которые, в свою очередь, зависят от формы и размеров панели и компенсационного пространства, способов отбойки и объемов взрывания. Алгоритм корректировки для различных условий обрушения массива приведен в _8lJ .
После корректировки цифровая модель готова к выполнению функции информационной базы системы оперативного управления качеством добываемой руды.
Кроме цифровой модели, для составления оптимальных плано-грамм выпуска необходимы технологическая информация, содержащая сведения о плановых показателях работы участка и возможностях работы оборудования с одной стороны, и данные о ходе исполнения планограммы (или информация о сменных объемах добычи) с другой стороны.
Оба типа информации резко отличаются друг от друга. Если первый - плановые и нормативные показатели - вводится один раз перед составлением оптимальной планограммы (или на начальном этапе функционирования системы оперативного управления), то второй - оперативные данные о ходе добычи - должен вводиться ежесменно, после выполнения запланированных объемов. Основная проблема, возникающая при эксплуатации системы оперативного управления, заключается именно в организации ввода оперативной информации. Требования к подсистеме АСУ, каковой является система оперативного управления качеством руды, обусловливают такие параметры потока оперативной информации, как высокая надежность, непрерывность, возможность накопления и т.д. Обеспе чение этих требований возможно лишь на высоком техническом уровне, включающем датчики с цифровыми преобразователями, буферные накопители информации, многочисленные каналы связи и управляющую ЭВМ, работающую в режиме реального времени. Поскольку данный технический уровень на шахтах Кривбасса не достигнут, было принято компромиссное решение: система оперативного управления работает только в режиме составления оптимальных планограмм выпуска. В этом режиме оперативная информация о ходе добычных работ, необходимая для пересчета модели в результате перемещения частиц в процессе выпуска, заменяется оптимизированными объемами добычи, рассчитываемыми, системой. При этом в ходе расчета составляется оптимальная (в смысле стабильного качества) плано-грамма, служащая руководством к ведению добычных работ. Безусловно, что она не может быть выполнена точно ввиду многообразия организационных и технологических причин, нарушающих планомерную добычу руды. Поэтому результаты отработки панели (потери, разубоживание, среднее качество добытой руды и т.д.) будут хуже, чем при точном исполнении оптимальной планограммы. Отклонения эти будут тем меньше, чем точнее будет выполнена рекомендованная планограмма.