Файл: Хетагуров, Г. Д. Эффективность систем разработки этажного и подэтажного обрушения.pdf

Для определения численных значений а и b существует метод непосредственных средних и наименьших квадратов. Определим значения этих величин по указанным двум методам [61].

1. Для определения а и b по методу средних квадратов восполь­ зуемся данными табл. 28.

Произведя соответствующий анализ, получим количественное выражение связи между извлечением и содержанием металлов в добытой руде а'

за ряд лет по практическим данным предприятия 2, находим, что содержание свинца и извлечение его в концентраты за ряд лет находятся в зависимости

Связь между содержанием свинца в ряде и в одноименном концентрате ß на обогатительной фабрике характеризуется ра­ венством

На основании опытов, проведенных на рудах предприятия 1, уравнение для руды с исходным содержанием свинца 1—1,53% выражается равенством

Полученные результаты проверены практическими данными, которые за ряд лет дали следующее выражение связи между со­ держанием металла в руде, его извлечением и содержанием ме­ талла в концентрате:

5 67

Рис. 30. Изменение извлечения е, содер­ жания металла в кон­ центрате ß, количест­ ва концентрата, полу­ ченного из 1 т руды, у в зависимости от содержания металла в

руде а

Рис. 31. Изменение извле­ чения е, содержания ме­ талла в концентрате ß, количества концентрата, полученного из 1 т руды, у в зависимости от со­ держания металла в ру­

де а

Рис. 32. Изменение извлечения е, содержания металла в концентра­ те ß, количества концентрата, по­ лученного из 1 т руды, у в зави­ симости от содержания металла в

руде а

Эти уравнения были приняты для расчетов.

Допустим, что извлечение е и содержание металла в концен­ трате ß изменяется не линейно, а параболически. Тогда количество концентрата, полученного из 1 т руды у, изменяется следующим образом (рис. 30; 31; 32). Как видно из этих рисунков, количество концентрата, полученного из 1 т руды, во всех случаях изменяется линейно. Следовательно, количественные и качественные показа­ тели при изменении е и ß остаются неизменными.

Анализ расчетов показывает, что снижение извлечения металла происходит почти незаметно. Следовательно, разубоживание растет быстрее (ß : е), и, наоборот, изменение содержания металла в руде происходит медленнее, чем извлечение (а ': е).

Более существенно влияние разубоживания на выход ур и себе­

в руде экономически целесообразно выпускать из блока запасы руды, не подвергшиеся разубоживанию.

Таким образом, разубоживание руды не оказывает существен­ ного влияния на извлечение и содержание металла в концентрате, но сильно отражается на количестве продукции и ее себестоимости.

Г л а в а V.

В Л И Я Н И Е С Т А Д И Й Н О С Т И В Е Д Е Н И Я О Ч И С Т Н Ы Х Р А Б О Т Н А Э Ф Ф Е К Т И В Н О С Т Ь С И С Т Е М Ы Р А З Р А Б О Т К И

Как отмечалось выше на горнорудных предприятиях система этажного принудительного обрушения получила широкое распро­ странение. Благодаря небольшому количеству производственных операций, присущих ей, она обеспечила рост качественных и коли­ чественных показателей, высокую интенсивность отработки место­ рождений.

В первое время почти повсеместно система этажного принуди­ тельного обрушения применялась в варианте с двухстадийной отработкой запасов блока, т. е. в первую очередь отрабатывались камерные запасы объемом до 30—50%, а потом обрушались оставшиеся запасы на эти компенсационные пространства. При­ менение электродетонаторов с миллисекундным замедлением позво­ лило осуществить многорядное взрывание и применить одностадий­

69

ный вариант системы этажного обрушения. Появлению и распро­ странению этого варианта способствовали также горнотехнические условия и сокращение объема нарезных работ.

Для системы этажного принудительного обрушения характерно массовое обрушение руды иа компенсационное пространство объемом 15—40%. При запасах камер более 40% системы названы этажно-камерными. При этих системах условия неразрывной сплошности обрушенной руды и пород не выполняются. В резуль­ тате этого возникают разрывы сплошности при движении обру­ шенных масс [33]. Следствием этого являются повышенные пока­ затели потерь и разубоживания.

Отсюда следует, что при определении отличительных особен­ ностей обеих разновидностей системы вводится признак, разли­ чающий их по объему компенсационного пространства. Например, при этажном обрушении объем компенсационного пространства не должен превышать 40%, а если он станет немного больше, то система теряет свои качества и становится этажно-камерной.

Мы склонны считать, что такое определение явно недостаточно и полагаем определять системы этажного принудительного обру­ шения по признаку непрерывного процесса ведения очистных работ с выпуском руды под обрушенными породами независимо от объема компенсационного пространства. Вместе с тем на практике укоренилось название «этажно-камерная» система разработки.

Система применялась:

а) при разработке руд средней, ниже средней крепости и реже крепких с горизонтальным компенсационным пространством;

б) при разработке руд средней и выше средней крепости с вер­ тикальным компенсационным пространством.

На рудниках предприятий 1 и 2 система применяется с двух­ стадийной и одностадийной отработкой запасов блоков.

На других месторождениях, где руды трещиноваты и невысокой крепости, а вмещающие породы малоустойчивы, в основном при­ меняется вариант с наклонной или горизонтальной плоскостями контакта руды и породы [62].

При отбойке руды на наклонную плоскость широко приме­ няется короткозамедленное взрывание, обеспечивающее хорошее дробление взрываемой горной массы, а для доставки руды — само­ ходное оборудование. При этом днище блоков конструктивно изменялось, что позволило сократить объем подготовительных и нарезных работ. Интенсивность выпуска руды увеличилась.

Считают также, что объем компенсационного пространства при этажном принудительном обрушении не должен превышать 40% запасов руды для обеспечения плавного движения обрушенных масс руды и породы [63]. Отсюда следует, что если высота за­ полнения блока будет равна 50 или 70% активной высоты этажа, то равномерное движение не будет обеспечено. Такое утверждение недостаточно обосновано с точки зрения достижения наибольшей эффективности системы, так как при одинаковой степени дроблш

70

ния и равных площадях соприкосновения обрушенной руды с на­ легающими породами с увеличением запасов целиков возрастает объем, подлежащий выпуску руды под обрушенными породами, а при уменьшении целиковых запасов сокращается первоначальная высота слоя обрушенной руды [64].

При минимальном компенсационном пространстве основное влияние на потери и разубоживание оказывает первоначальная высота слоя обрушенной руды. Наоборот, при камерных запасах, превышающих 50%, на величину потерь и разубоживания влияет объем извлеченной из компенсационных камер руды. В этом случае с увеличением камерных запасов высота слоя обрушенной руды снижается (вторая стадия очистных работ), а потери и разубожи­ вания по всему блоку будут уменьшаться [67].

Однако считают, что при максимальных камерных запасах, когда полного заполнения блока не произойдет, показатели потерь и разубоживания руды по блоку должны быть увеличенными по сравнению со случаем, когда блок заполняется на всю высоту.

Н. Г. Дубынин [13] отмечает, что наиболее рациональным является разработка месторождений двухстадийным вариантом системы этажного обрушения.

Однако имеются противоположные мнения некоторых специали­ стов [65]. Сведения по потерям и разубоживанию различных вариантов системы с обрушением налегающих пород показывают, что при двухстадийном варианте потери и разубоживания ниже, чем при одностадийном [13].

Сравнительные показатели некоторых вариантов систем разра­ ботки приведены в табл. 29.

По данным П. Н. Тарана [16], за последние 15 лет в Криво­ рожском бассейне потери и разубоживание при системах этажного и подэтажного принудительного обрушения составили соответ­ ственно 15—17% и 6—10%.

При одностадийной выемке оптимальный угол наклона отби­ ваемого слоя от 70 до 110°. Режим и порядок выпуска руды, отбитой в зажатой среде, отличны от режима и порядка выпуска при выемке в две стадии. При одностадийной выемке весь слой

71

отбитой руды выпускается под обрушенными налегающими поро­ дами, а фронт отбойки и выпуска постоянно перемещается. В связи с этим соблюдение принятого режима п рационального положения поверхности контакта в процессе выпуска представляет опреде­ ленные трудности. Из исследованных форм контакта между отбитой рудой и обрушенными налегающими породами установлено, что наиболее целесообразным является крутонаклонный, при котором обеспечивается высокое извлечение [66]. .

Опыты по освоению системы этажного обрушения с оптималь­ ными параметрами были проведены на шахте «Гигант». Отбойку и выпуск руды производили узкими столбами в зажатой среде.

Вывод: оптимальная высота подэтажа должна быть 30—40 м для обеспечения высокой интенсивности выпуска, нормального дробления и рыхления руды; обрушение массива должно произво­ диться в один прием с применением короткозамедленного взрыва­ ния на достаточное компенсационное пространство [15].

Другие опыты, проведенные на апатитовом руднике, показали, что производство взрывных работ на минимальное компенсацион­ ное пространство способствует обеспечению оптимальной степени дробления. Этими же опытами установлено, что коэффициент раз­ рыхления 1,2—1,3. Если значение коэффициента меньше 1,2, то при взрыве получается чрезмерно уплотненная масса.

Сыпучие свойства рудной массы уменьшаются, и выпуск руды сопровождается трубообразованием, способствующим повышению потерь и разубоживания руды. Если условный коэффициент пер­ вичного разрыхления больше 1,3, то объем компенсационного про­ странства составляет более 30% объема обрушенного массива.

В этом случае кусковатость взрываемой среды возрастает. Кроме того, при недостаточном объеме компенсационного прост­ ранства, когда отбойка руды производится в некоторой степени в «зажатой» среде, показатели потерь и разубоживания резко повышаются. Наблюдения привели к выводу, что разубоживаиие обратно пропорционально интенсивности выпуска, а извлечение полезного ископаемого — пропорционально интенсивности выпуска.

Таким образом одностадийный вариант уступает двухстадий­ ному. Это подтверждается анализом и в работе [13]. По себе­ стоимости добычи 1 т руды, расходу подготовительно-нарезных выработок и интенсивности добычи первый вариант выгоднее второго.

Приведенные результаты лабораторных исследований по поте­ рям и разубоживанию руды, при сохранении горизонтального контакта руды, относятся только к той части запасов блока, которая выпускается под обрушенными налегающими породами во второй стадии очистных работ (см. табл. 14; 18; 19; 22).

Для определения потерь и разубоживания по всему блоку с учетом отработанных запасов в первой стадии (из компенсацион­ ных камер) необходимо знать соотношение камерных (К) и целиковых (Ц) запасов.

72