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

добычи руды предопределяет необходимость в течение значительного периода (5—6 лет) производства дополнительного объема вскрышных работ.

Осуществление второго варианта при применении рациональной схемы развития горных работ исключает характерные для первого варианта недостатки. В связи с этим были рассмотрены следующие схемы, позволяющие осуществить применение многорядного взры­ вания на карьере поэтапно, без увеличения текущего коэффициента вскрыши, и создать условия для равномерного подвигания фронта работ по всей рабочей зоне карьера.

Схема I. Взрывание горной массы производится глубокими сква­ жинами в зажатой среде. Ширина рабочей площадки нижнего уступа определяется из условий размещения транспортного оборудования и будет минимальной. За счет сокращения ширины площадки на ниж­ нем уступе на величину буровой заходки на верхнем уступе ширина ее увеличивается и осложняется возможность применения много­ рядного взрывания (рис. 48).

Схема II. Поэтапная отработка двух смежных уступов. При этом работы внутри одного этапа ведутся через уступ, т. е. один уступ является рабочим, а следующий нерабочим (рис. 49).

Отработка двух смежных уступов производится в следующем порядке:

1. Во время взрывных и погрузочных работ на верхнем уступе, нижний уступ не работает.

2.По мере отработки верхнего уступа, на нижнем можно про­ изводить буровые работы.

3.После погрузки взорванной массы на верхнем уступе, на ниж­

нем производятся взрывные и погрузочные работы, а верхний уступ при этом становится нерабочим.

К недостаткам данной схемы относятся: наличие двухпутевой железнодорожной линии, вследствие чего удорожаются расходы на переукладку; постоянный переход экскаваторов с одного уступа на другой.

Схема III. Поэтапная отработка двух флангов или по схеме II. Здесь один из флангов уступа является рабочим, другой — нерабо­ чим, т. е. экскаватор с начала отрабатывает взорванную горную массу на одном фланге, затем на другом (рис. 50); снизу и сверху рабочего фланга будут находиться нерабочие фланги смежных

чается.

Схема IV. Отработка уступов со скользящими рабочими пло­ щадками. При этом на каждом уступе будут участки определенной длины с широкими площадками. Отработанный участок первого» Уступа освобождает площадку для второго уступа, этот, в свою очередь, для третьего уступа (рис. 51) п т. д. Число площадок по фронту работ зависит от их длины.

Сопоставление вышеуказанных схем развития горных работ было произведено по величине одновременно взрываемого на опре­ деленной длине блока, характеризующей их по объему применения многорядного взрывания (табл. 45).

Положение 1

ттттттгтп ттттотстттт

i A j U.LL Ш j JLL1J.1U Ц Ш -U Ц Ll '3?JJ U Lf

Положение Z

■1LLIJJ U 'T 'X 'l.' U Ц Ц L1Ц Ш 11JJ U И Ц П Ц

n e o o e o o o e e o o

е о е о о о о о о о о

................ ...................................................................... o o o o o o o o o o o o o o o e o o o o o o e e e o o o o o o o o e o o o o o o e o o o o e o o o o

gSg88S8g88ggggg888§m8Sgggg?gg$gS

o o o o o o o o o o o o o o o o o o О О О S o O O O O O O O O O O O O

Рис. 50. Порядок отработки уступов по схеме III

Г

БI

— ^ Р 1 i

Рис. 51. Порядок отработки уступов по схеме IV

Анализ данной таблицы показывает развитие добычных работ на Кальмакырском карьере по схеме I; по сравнению с остальными она дает возможность на одной и той же длине взрываемого участка

133

создавая возможность поэтапно увеличивать ширину рабочих пло­ щадок на всех уступах до 60—70 м.

Подробно остановимся на данной схеме. Сущность ее заключается в следующем. В каждый данный момент времени в рабочей зоне карьера в отработке находится половина всех уступов (см. рис. 48), расположенных через уступ, а другая половина находится в подго­ товке.

Ширина уступа должна быть минимальной из условия разме­ щения горнотранспортного оборудования (при ж.-д. транспорте 35 м) и оптимальной из условия размещения рационального числа рядов скважин (65—70 м). В этом случае после продвижения фронта рабочего уступа на ширину буровой заходки (30—35 м), он стано­ вится нерабочим, а смежные по высоте нерабочие уступы — рабо­ чими. Переход уступа от нерабочего состояния в рабочее происходит постепенно.

Как показано на рис. 48, при этой схеме выемочно-погрузочные работы ведутся следующим образом. После взрыва 4—5 рядов сква­ жин горная масса убирается в 2—3 заходки, причем при достижении минимальной ширины площадки оставляется навал неубранной горной массы для предотвращения большой ширины развала при взрыве и облегчения возобновления экскавации в первый период отработки уступа.

Применение данной схемы позволяет быстро создать условия для применения многорядного взрывания, резкого выполаживания угла откоса рабочего борта, т. е. без увеличения текущего коэффи­ циента вскрыши и объема горной массы. Так, например, при средней ширине всех площадок уступов 50 м и одновременном производстве горных работ возможно только одно- и двухрядное взрывание, а при чередовании уступов (нерабочий — 30 м, рабочий 70 м) при этой же

134

средней ширине площадки 50 м уже создаются условия для приме­ нения 4—5 рядного взрывания.

Внедрение многорядного взрывания в результате применения данной схемы развития горных работ позволит:

резко сократить число массовых взрывов в течение года; увеличить производительность экскаваторов за счет увеличения

ширины заходки и объема подготовленной к выемке горной массы; снизить себестоимость буровзрывных работ благодаря повыше­ нию производительности бурения и улучшения качества дробления; обеспечить минимальное перемешивание рудных и породных масс; уменьшить объем работ по передвижке путей в связи с увеличе­

нием ширины заходки.

Таким образом, рекомендуемая схема развития горных работ позво­ ляет перейти к широкому внедрению на Кальмакырском карьере мно­ горядного короткозамедленного взрывания, экономический эффект от применения которого обусловливается за счет снижения потерь и разубоживания при экскаваторной выемке руды в результате макси­ мального сохранения первоначальной структуры рудных тел в приконтактных зонах и снижения себестоимости 1 м3 горной массы.

Эффект от снижения потерь и разубоживания при внедрении многорядного короткозамедленного взрывания нами учтен при рас­ чете экономической эффективности в результате внедрения рекомен­ дуемой методики установления оптимальной границы выемки руды и схемы экскаваторной отработки приконтурных зон, поскольку последние используются при многорядном взрывании (см. § 4, гл. IV).

Для определения экономического эффекта от снижения себестои­ мости горной массы произведен анализ последней по процессам

(табл. 46).

Внедрение описанной схемы развития горных работ на Кальма­ кырском карьере позволило при добыче горной массы в объеме 4822 тыс. м3 с применением многорядного короткозамедленного взры­ вания получить экономический эффект 250,7 тыс. руб.

Т а б л и ц а 46

135

Г л а в а V

ОБОСНОВАНИЕ ОСНОВНЫХ ПАРАМЕТРОВ СИСТЕМЫ

РАЗРАБОТКИ

§ 1. Общие замечания

Конструктивные параметры транспортных систем разработки, определяющие безопасность и экономичность горных работ, состоят из элементов экскаваторных забоев, размеров отдельных блоков, фронта работ в целом и др. Параметры экскаваторного забоя, вы­ сота уступа и ширина заходки оказывают значительное влияние на эффективность разработки месторождений.

Высота уступа является одним из важнейших элементов. Она выбирается с учетом физико-механических свойств разрабатываемых руд и пород, способа выемки пород из массива, вида и типа приме­ няемого оборудования и условий безопасного ведения горных работ. Вопросы установления рациональной высоты уступа давно привле­ кают внимание исследователей.

Впервые перечень факторов, влияющих на установление высоты

рельсовых путей, 4) перестилку рельсовых путей, 5) устройство приемных площадок, 6) подъем, 7) водоотлив, 8) уступные выработки, 9) подчистку площади уступов. По исследованию И. А. Кузнецова затраты по процессам 1—5 и 8—9 обратно пропорциональны высоте уступа, а по процессам 6—7 прямо пропорциональны высоте уступа.

И. А. Кузнецов приводит аналитическое выражение по опреде­ лению высоты уступа, соответствующей минимуму расходов. Не­ смотря на ряд устаревших представлений в исследовании [58], более важной является методическая сторона исследования, которая

устанавливается по совокупности влияния факторов мощности раз­ рабатываемых пород, их физических свойств, производительности карьеров, способа буровзрывных работ, способа выемки, транспорт­ ных условий и рабочих размеров основного оборудования». В этой работе не дается расчетных методов определения высоты уступа,

136

но выдвигается важное положение о том, что ширина развала взорван­ ных пород не должна превышать 0,5—1,5 радиуса черпания на уровне стояния экскаватора.

В исследованиях 1939 г. Н. В. Мельников 172] предлагает рас­ четный метод определения высоты уступа при применении железно­ дорожного транспорта:

при однорядном расположении скважин

радиус черпания, м; с — расстояние от нижней бровки развала до оси

линии сопротивления по подошве к высоте уступа; т]" — отношение расстояния между рядами скважин к длине линии сопротивления по подошве; W — линия сопротивления по подошве, м.

Эти выражения являются идентичными. Они выведены из пред­ посылки создания нормальных условий работы погрузочного обо­ рудования.

Другие исследователи — А. С. Фиделев [136], В. С. Плыгунов [92], А. И. Бунин [25], П. В. Молчанов [77] и другие предлагают в своих работах расчетные методы определения высоты уступа с уче­ том параметров горного оборудования и параметров буровзрывных работ.

В 1964 г. Б. А. Симкин и Н. П. Сеинов [117] предложили определять оптимальную высоту уступа из условия минимума экс­ плуатационных и капитальных затрат. Важно отметить, что высоты уступа, установленные из условия эксплуатационных и капитальных затрат, являются близкими между собой по значению или совпадают. Это означает, что высота уступа может быть установлена или только из условия минимальных капитальных затрат, или только из мини­ мума эксплуатационных затрат.

В. Л. Комаровский и А. Н. Дерябин [57] отмечают, что на вы­ бор высоты уступа оказывают влияние рабочие параметры экскава­ торов, углы обрушения забоев в период экскавации, потери и рааубоживание руды.

137

Вработе И. А. Тангаева [128] рекомендуется принимать высоту добычного уступа равной высоте напорного вала экскаватора, что обеспечивает снижение потерь и разубоживания руды.

Вработах ряда исследователей отмечается влияние высоты уступа на отдельные технологические и экономические показатели карьера. А. И. Арсентьев [7] выявил влияние высоты уступа на скорость углубки карьера.

В. В. Ржевский [106] указывает, что высокие уступы позволяют улучшить режим горных работ карьера за счет увеличения углов откоса рабочего борта.

Анализ проведенных работ показывает, что существуют три на­ правления при исследовании определения высоты уступа. Первое базируется на учете технических показателей, второе — на методе технико-экономического анализа и третье — на учете качества добы­ ваемой руды.

Как видно из анализа, в настоящее время известно большое число исследований по установлению рациональной высоты уступа. Однако, как правило, все эти работы носят локальный характер и посвящены исследованию влияния отдельных факторов или их группы (без учета всего многообразия рассматриваемых условий) на выбор высоты уступа. В связи с этим они могут быть применены при установлении высоты уступа на вскрышных работах и при валовой выемке или при раздельной выемке с учетом потерь и разубоживания руды, но без учета технико-экономических показателей технологических процессов добычи.

Комплексная оценка влияющих факторов и показателей позво­ лит более объективно подойти к обоснованию параметров системы открытой разработки месторождений со сложной морфологией руд­ ных тел.

§ 2. Исследование влияния высоты уступа

иширины заходкн на количественные

икачественные потери руды

Как показано выше (гл. IV, § 2) при открытом способе разработки месторождений полезных ископаемых со сложной морфологией рудных тел (типа Кальмакырского), основные потери и разубоживание руды (до 90% от общих) образуются при отработке приконтактных зон, особенно при валовой отбойке горной массы с последующим разделением ее по сортам (руда, порода) в процессе экскавации.

Исследованиями (гл. IV, § 2) установлены зависимости изменения разубоживания в единичном объеме (стружке) при отработке при­ контактных зон забоями с разными параметрами при различном залегании рудных тел (см. рис. 31).

Исследование влияния высоты уступа и ширины заходки на ко­ личественные и качественные потери руды производится на основании полученных зависимостей изменения разубоживания при отработке приконтактных зон и разработанной методики установления опти­ мальной границы выемки (гл. IV, § 3).

138

Исследования влияния параметров высоты уступа и ширины заходки на величину оптимальной границы выемки при отработке

емки от высоты уступа и ширины заходки производится методом парного корреляционного анализа. Для этого рассчитываются ко­ эффициенты изменения оптимальной границы. Для исключения влияния на величину оптимальной границы ширины заходки и

139

допустимого разубоживания при установлении влияния высоты уступа за сравниваемые приняты значения оптимальной границы при высоте уступа 10 м при всех вариантах допустимого разубо­ живания и ширины заходки (табл. 48, 49).

Для установления характера и количественных зависимостей влия­ ния высоты уступа и ширины заходки на величину оптимальной границы определяются их характеристики (коэффициент корреля­ ции г, его погрешность ач и надежность у). Характеристики корре­ ляционных зависимостей приведены в табл, 50.

Значение линейных коэффициентов корреляции говорит о тесной линейной зависимости коэффициента изменения оптимальной гра­ ницы от высоты уступа и ширины заходки.

140