книги из ГПНТБ / Совершенствование горных работ на карьерах Алмалыкского горно-металлургического комбината

Затраты на буровые работы могут быть определены по формул

с б = - р ^ р - ’ РУб/м3,

где Сы — себестоимость машиносмены бурового станка, руб.; Рб — средняя производительность бурового станка в соответствующей категории пород, м/смену; Р — выход горной массы с 1 м сква­ жины, м3.

Затраты на взрывные работы определяются по уравнению

Сц —Св. в + Сс. в + Сщ руб/м®,

где Св.в — затраты на взрывчатые вещества, руб/м3; Сс.в — зат­ раты на средства взрывания, руб/м3; Сп — прочие затраты, руб/м3.

Затраты на взрывчатые вещества определяются по прямой зави­ симости

Св. в = дЦъ. в. руб/м3,

где q — удельный расход ВВ, кг/м3; Д в.в — стоимость ВВ, руб/кг. В табл. 35 приведены рекомендуемые параметры буровзрывных работ при взрывании наклонных зарядов, обеспечивающие необхо­ димую степень дробления и средневзвешенные параметры вертикаль­

Хронометражные наблюдения показали, что сменная производи­ тельность и механическая скорость бурения шарошечными станками при бурении наклонных и вертикальных скважин практически одинаковы (табл. 36).

Согласно расчету стоимость машиносмены буровых станков БСШ-2м и СБШ-250 составляет соответственно 194,88 и 257,35 руб.

В соответствии с калькуляцией Узбеквзрывпрома себестоимость производства взрывных работ, затраты на средства взрывания и вспомогательные материалы составляют 0,83 коп/м3; прочие затраты равны 0,35 коп/м3; средневзвешенная стоимость ВВ — 34,02 коп/кг *.

* Обводненность пород на карьере принята 60%.

-90

Т а б л и ц а 36

Результаты расчета удельных затрат на буровзрывные работы при наклонном и вертикальном бурении по различным категориям

Для правильной оценки стоимости буровзрывных работ в целом по карьеру следует учитывать соотношение пород по взрываемости,, которые относятся, как показывают исследования последних лет, как 5 : 3 : 2 . Тогда затраты на разработку 1 м3 пород определятся но формуле

С ш —стоимость отбойки 1 м3 горной массы по категориям пород, коп. Расчеты показывают, что при взрывании наклонными зарядами стоимость отбойки 1 м3 горной массы снижается на 1,7 коп., или на 10%, по сравнению с вертикальными зарядами, что обеспечивает

условный годовой экономический эффект 340 тыс. руб.*

* Годовой объем по горной массе принят 20 млн. м3.

91

Г л а в а IV

ПОВЫШЕНИЕ ЭФФЕКТИВНОСТИ ТЕХНОЛОГИИ

ЭКСКАВАТОРНОЙ в ы е м к и р у д с л о ж н о г о с т р о е н и я

§ 1. Общие замечания

В практике разработки месторождений сложного строения нет такой же стройной, комплексной, научно обоснованной и последова­ тельной теории селективной выемки, как теория производительности экскаваторов, хотя успехи раздельной экскаваторной выемки об­ ширны и значительны.

Вопросы селективной экскаваторной выемки руд при открытой разработке рассматривались еще в 30 годы в работах Д. Е. Барбот, Е. Н. Марии 119], А. П. Зотова 152]. Они впервые определили техни­ ческую возможность и экономическую целесообразность выемки руд одноковшовыми экскаваторами и указали на необходимость обосно­ вания рациональной высоты уступа на добыче.

При наличии перемежаемости разнотипных и разностных руд­ ных слоев с пустыми породами основы селективной выемки одно­ ковшовыми экскаваторами на базе передового опыта эксплуатации карьеров и результатов собственных исследований были изложены П. Э. Зурковым [53, 54, 55]. Для условий открытой разработки железорудных месторождений им были выделены основные типы сложных и смешанных забоев, требующих специальных методов и приемов экскаваторной разработки (рис. 29). На основе исследо­ ваний и практики Магнитогорского карьера, при разработке забоев с горизонтальным и слабонаклонными слоями руды или породы (рис. 30) рекомендуются [13] методы экскаваторной выемки с при­ менением селекции в вертикальной плоскости забоя. При разработке сложных забоев с крутопадающими слоями руд и пород отработку слоев ведут заходками соответствующей ширины — узкими или нормальными. В случаях с очень сложной перемежаемостью слоев от горизонтального до вертикального их залегания при разработке забоев рекомендуется применение комбинированного метода экска­ вации.

Выделенные типы сложных забоев характерны не только на карьерах, разрабатывающих месторождения железных руд, но и месторождениях руд цветных и редких металлов.

Исходя из многообразия сложных рудных месторождений, встре­ чающихся в практике, Б. П. Боголюбовым и Ф. Г. Грачевым [24]

.92

известные методы экскаваторной отработки сведены в две группы: простая селективная экскавация, заключающаяся в обособлен­ ной выемке и погрузке различных типов и сортов руд без сорти­

ровки в вертикальной плоскости забоя;

Рис. 30. Технология разработки сложных забоев:

I — I I I — порядок отработки лент экскаватора

сложная селективная экскавация, которая включает весь ком­ плекс специальных приемов разработки забоя и сортировки рудной массы как но высоте уступа, так и в плане.

Простая селективная экскавация осуществляется методами узких заходок, нормальных заходок и выборочной погрузки.

93

А. Ф. Тиховидовым впервые дается классификация методов слож­ ной селективной экскавации: управляемого обрушения, раздельной выемки и комбинированной разработки.

Все эти методы селективной экскавации, как правило, связаны с определенным объемом подготовительных операций и, следова­ тельно, со значительным снижением производительности экскава­ торов (до 20—30%). Многообразие операций и приемов разработки, присущее этим методам, требует от машинистов экскаваторов высо­ кой квалификации.

Одним из главных недостатков методов селективной экскавации является ограниченность условий их применения. И если каждый из них имеет свои условия применения, то общим фактором, огра­ ничивающим область их применения, является необходимость визу­ ального различия между различными типами и сортами руд и пород. Практически к аналогичному заключению пришел М. М. Березняк для Коунрадского месторождения [22].

Эффективность методов и приемов раздельной экскавации при существующей технике выемки и погрузки главным образом зависит от ширины экскаваторной заходки и высоты уступа.

Ширина заходки зависит от конструктивных размеров приме­ няемых экскаваторов, от вида транспорта и определяется требова­ ниями раздельной экскаваторной выемки.

При селективной разработке рудного тела основное внимание уделяют улучшению условий обособленной выемки и погрузки раз­ личных типов и сортов рудной массы и пород. При этом изменение угла поворота экскаватора не имеет существенного значения. На ме­ сторождениях, представленных рудными телами значительных раз­ меров и относительно простых формы и минералогического состава, при фронтальной погрузке ширина экскаваторной заходки Ш3 обычно изменяется в пределах от одного до полутора радиусов чер­ пания R4.

Для улучшения селективной добычи при отработке блоков со сложной перемежаемостью руд и пород допускаются заходки шириной

Ш 3= (0 , 7-г-1,1) # ч.

Ширина заходки для конкретного условия обусловливается при­ нятым методом разработки, выбор которой зависит от морфологии и размеров рудных тел с учетом полноты их извлечения. На карье­ рах она обычно устанавливается в зависимости от параметров при­ меняемых экскаваторов и вида транспорта. Однако, как показали наши исследования, игнорирование морфологии рудных тел и пол­ ноты их извлечения при установлении ширины экскаваторной заходки приносит значительный ущерб производству. Поэтому реше­ ние вопросов, связанных с установлением ширины заходки, исходя из морфологических рудных тел, полноты и качества их извлече­ ния, имеет важное значение.

94

Высота экскаваторного уступа является основным параметром забоя, в наибольшей степени влияющим на эффективное проведение раздельной экскаваторной выемки. От нее зависит не только произ­ водительность труда и себестоимость добычи, но и рациональное использование оборудования и качество добываемой рудной массы.

Давая детальное обоснование забойной экскаваторной сорти­ ровке для условий Магнитогорского месторождения, П. Э. Зурков отмечает, что наиболее успешно и безопасно сложные забои подго­ тавливались к внутризабойной сортировке в случае, когда высота черпания не превышала той высоты, которая достигала при гори­ зонтальном положении рукояти экскаватора [53].

Б. П. Боголюбов и Ф. Г. Грачев считают, что для успешной селективной выемки необходимо соблюдение равенства

Я Р = Я Ч,

где Я р — высота развала взорванной массы, м; Я ч — высота черпа­ ния экскаватора, м.

М. М. Березняк [22], проводивший исследования на Коунрадском карьере, утверждает, что компактность развала улучшается с увеличением высоты уступа, он считает, что целесообразной высо­ той уступа на Коунрадском карьере являются 15-метровые уступы, которые обеспечивают лучшую организацию селекции и позволяют снизить потери и разубоживание.

В. Л. Комаровский и А. И. Дерябин [57] делают вывод о том, что раздельная экскавация руд и пород по контакту может быть эффективна до тех пор, пока имеет место равенство угла обрушения углу падения рудного тела. На основе этого предположения ими предложены аналитические зависимости потерь от длины рукояти, длины стрелы и высоты установки оси напорного вала. При этом значение потерь руды при работе экскаватора ЭКГ-4 на уступе высо­ той 10 м и наличии горизонтально налегающих сверху пород мощ­ ностью 2,5—7,5 м доходит до 39%. Они также установили, что вы­ сота черпания Нч экскаватора ЭКГ-4 находится в линейной зависи­ мости от угла обрушения 0 и на основе моделирования вывели следующую зависимость:

Я ч = 0,080 -0 ,2 0 .

При этом они предлагают высоту уступа Я у определять, исходя из высоты черпания Я ч, коэффициента изменения высоты уступа цу и дополнительно допустимой высоты Лд, определяемой на основе допустимых объемов потерь и разубоживания руды, по формуле

и

у ~ % *

Следует отметить, что полученные зависимости очень просты и наглядны, но, однако, не учитывают того, что взорванная масса обладает чрезвычайно большой вариацией значения угла обрушения,

95

который, в зависимости от качества дробления, изменяется от 45 до 70 и даже 80°. Поэтому согласно предложенной зависимости вы­ сота черпания будет колебаться от 3,4 до 6,2 м. Кроме того, в этих исследованиях не учитываются такие факторы, как углы падения рудных тел, их морфологические особенности, обрушаемость взор­ ванной горной массы при отработке забоя, на которые указывал П. Э. Зурков, а также характер деформируемости рудных тел при взрывании. Тем более, что перемешивание пород в процессе взры­ вания, как известно, оказывает значительное влияние на формиро­ вание потерь и разубоживания, удельный вес которых за счет отбойки иногда достигает 20%.

Для оценки степени деформируемости рудных тел И. А. Тангаевым [129] было предложено использовать коэффициент деформируе­ мости, который, по его данным, изменяется от 17 до 165%, в зависи­ мости от положения рудного тела в уступе и метода взрывания. Он указывает, что наименьшая деформируемость имеет место при

13, 14, 88], смещение верхних частей уступа значительно превышает смещение нижних частей. Однако, хотя необходимость учета дефор­ мируемости рудных тел при оценке потерь и разубоживания при­ знается многими исследователями, пока еще практически нет ни одной научно обоснованной методики ее учета при экскаваторной выемке руд и пород.

Другие авторы [46, 47, 48, 123, 124], проводившие исследования на карьерах, разрабатывающих рудные тела сложного строения, пришли к выводу о целесообразности снижения высоты уступа до 5 м (или разбивки уступа на подуступы до 5—7,5 м). Так, Ю. Н. Ер­ молин [48] считает, что если с уменьшением высоты уступа с 10 м до 5 м происходит снижение разубоживания руды на 20% при удоро­ жании добычных работ на 10%,* то переход на меньшую высоту уступа с точки зрения экономической эффективности вполне целе­ сообразен.

Практически к аналогичному выводу пришел и В. Ф. Суховерский [123, 124], который проводил исследования на Кальмакырском карьере. Он считает, что высоту экскаваторного уступа необходимо устанавливать, исходя из рациональных интервалов опробования по вертикали. На основе технико-экономического сравнения вариан­ тов технологии добычных работ им рекомендуется уменьшение вы­ соты экскаваторного уступа в рудной зоне карьера до 5 м. Однако подход к определению высоты уступа, исходя из рациональных интервалов опробования, в условиях Кальмакырского карьера является приемлемым только в зоне окисленных и смешанных руд. В настоящее же время добычные работы на карьере в основном ведутся в зоне массивных сульфидных руд, что предопределяет специфику обоснования высоты уступа этой зоны карьера, а именно учет конкретной морфологии и размеров рудных тел, а также пол­ ноту их выемки и качество извлечения.

96

К необходимости уменьшения высоты уступов на добыче при

Таким образом, обзор исследований по выемке руд экскавато­ рами при разработке месторождений сложного строения показывает, что они пестрят противоположными выводами и решениями. А такие вопросы, как влияние деформируемости рудных тел, влияние пере­ мешивания руд и пород при экскавации на формирование количест­ венных и качественных потерь, а также параметры системы разра­ ботки (высота уступа и ширина экскаваторной заходки), простран­ ственная ориентировка элементов залегания рудных тел относительно элементов системы разработки и другие, которые во многом предопре­ деляют эффективность технологии раздельной экскаваторной выемки, особенно при разработке месторождений медно-порфировых руд, к настоящему времени являются наименее изученными.

Кроме того, в приведенных исследованиях технология разра­ ботки и методы определения потерь и разубоживания руды рас­ сматриваются отдельно, что не позволяет подойти к решению про­ блемы повышения эффективности использования недр с новых пози­ ций — принять в качестве критерия для оценки полноты выемки

икачества руд из недр величину чистой прибыли.

§2. Закономерности влияния процесса экскавации

на количественные и качественные потери руды

Установление потерь и разубоживания руды в процессе экскава­ торной выемки производилось исходя из условия достаточного сохра­ нения во взорванном массиве того положения и формы рудного тела, которое оно имело в целике до его разрыхления взрывом.

Исследования докт. техн. наук Е. Г. Баранова, канд. техн. наук И. А. Тангаева, Г. В. Секисова и др. [И , 12, 13, 114, 123] показали, что обеспечение минимального перемешивания руд и пород в про­ цессе отбойки достигается при применении короткозамедленного многорядного взрывания, взрывов под навалом недоубранной гор­ ной массы (ширине подпора не менее 7—8 м) и в зажатой среде с буре­ нием на 2—3 уступа. Опытные взрывы, проведенные на промышленно­ экспериментальных блоках Кальмакырского карьера [14, 15, 128], подтвердили приемлемость указанных рекомендаций для использо­ вания в промышленных условиях, позволяющих максимально сохранять конфигурацию рудных тел, обеспечить достаточно пол­ ную чистоту экскаваторной выемки и, как следствие, снизить потери и разубоживание руды. В связи с этим лабораторные исследования по установлению потерь и разубоживания в процессе экскаваторной выемки проводились на моделях, которые отражали сохранение положения и формы рудного тела во взорванном массиве.

Исследование характера перемешивания руд и потерь при экска­ ваторной отработке рудных тел обусловливает необходимость раз­ работки аналитических зависимостей по установлению общих законо­ мерностей изменения потерь и разубоживания и выбору оптимальной границы выемки руды в приконтурной зоне. В связи с этим нами предлагается графоаналитический метод определения потерь и разубоживания руды, сущность которого заключается в следующем.

Графически схема приконтурной зоны может быть изображена площадями АВСД и А'В'С'Д' (рис. 31). При указанном на рисунке направлении перемещения экскаваторного забоя зона АВСД харак­ теризуется переходом экскаватора от породных масс (или неконди­ ционных руд) в рудную массу, а зона А'В'С'Д' — от рудной массы

В С В ' с'

в породную. В дальнейшем назовем их соответственно левой и пра­ вой зонами, а если разделим каждую зону на равные экскаваторные стружки, то можем исследовать следующие показатели: изменение разубоживания и среднего содержания металла по стружкам; то же, нарастающим итогом; изменение потерь, разубоживания и среднего

Для определения этих показателей выразим объемы слоев через площадь, а площадь — треугольными палетками, на которые раз­ делена зона, как показано на рисунке, и примем следующие обозна­ чения: Л1, Аи — объем руды в левой и правой зонах; В1, Вп — объем породы (или некондиционной руды) в левой и правой зонах;

— общее число стружек в каждой зоне; п — номер рассматривае­ мых стружек — от 0; АЛ11, АА" — объем руды в левой и правой стружках; АВ1, АВа — объем породы в левой и правой стружках; /7\ П" — потери руды в левой и правой зонах; Рл, Рп — разубоживание в левой и правой зонах; с — содержание металла в исход­ ной руде; Ь — содержание металла в пустой породе (или в некон­ диционной руде); а' — среднее содержание металла с учетом потерь и разубоживания; L — расстояние от нижней бровки забоя до кон­ такта; I — расстояние от нижней бровки забоя до рассматриваемой стружки.

98

Тогда

2 ДАЛ= 2 ААП= п2;

^ А Б л = ^ А В п = 2 Ы -п 2;

оо

Ал = А" = Вл = Вп = N*.

В дальнейших расчетах принимается, что отдельные массы руды и породы в приконтактной зоне равны уд = Ув-

* Разубоживание и среднее содержание по стружкам определя­ ются по формулам:

(2n— i)c[2N — {2n— \)]b

, %.

2N

Разубоживание и среднее содержание металла нарастающим итогом находится по формулам:

Разубоживание, потери и среднее содержание металла в прикон­ тактной зоне при исключении последовательно начальных стружек определяются но формулам:

Наиболее важным показателем качества добываемых руд в при­ контактной зоне являются разубоживание, потери и среднее содер­ жание при исключении стружек. Они позволяют найти в каждом конкретном случае оптимальную стружку, до которой целесообразно выдать породную или рудную массу.

99