
книги из ГПНТБ / Добыча и переработка серных руд Роздольского месторождения
..pdfОконтуривание обрушаемого блока может быть обеспечено пу тем проведения траншеи драглайном, взрыванием серии скважин на трещинообразование или замачиванием пород верхней части ус тупа.
Ослабление основания уступа может быть обеспечено путем его подработки механическим способом или методом взрывания части пород на выброс. Высота призмы подработки основания уступа, исходя из уравнения предельного равновесия оконтуренного блока пород, определяется зависимостью
(56)
где Н — высота обрушаемого уступа, м; а — устойчивый угол откоса, град.
Определенные по этой зависимости параметры являются мини мально возможными в реальных условиях, и с целью уменьшения
фронта обрушения должны быть увеличены. Эти параметры |
в зна |
чительной степени зависят от физико-механических свойств |
пород |
и горно-геологических условий месторождения. |
|
Горно-геологические условия Роздольского и Подорожненского месторождений являются весьма благоприятными для применения нового метода разработки. Физико-механические свойства пород характеризуются следующими средними величинами: четвертич
ные — С = |
1,5-Р |
3,0 т/м2, ф = 20-f-2 5 третичные — С = 4,0Н- |
-f-5,0 т/м2, |
ф = |
15-f-17°. |
Следует отметить, что во вскрышной толще месторождений отме чено наличие слабых контактов и плоскостей ослабления, сцеп ление по которым уменьшается почти в два раза. Кроме того, вскрыш ная толща месторождения обводнена, что также может служить
причиной |
нарушения устойчивости породных массивов. |
Все это по |
|
служило |
основанием для испытания нового |
метода |
разработок |
в этих условиях. |
способа |
отработки |
|
Первая |
опытно-промышленная проверка |
вскрыши с использованием эффекта обрушения пород была проведена на Северном карьере в 1965 году. В связи со слабой устойчивостью четвертичных пород мощность вскрыши 32 м отрабатывалась одним уступом. Путем постоянной отгрузки обрушенной массы достига лось незатухающее развитие процесса ее сдвижения. Начало сдви жения проявлялось в виде вертикальных трещин на верхней пло щадке уступа с постепенным их развитием на глубину 4—8 м. Раз вал обрушения пород имел уступообразную форму с резким выполаживанием в нижней части. Сдвигающая масса была разбита системой вертикальных трещин, что обеспечивало ей высокую степень разрых ления. Угол откоса обрушенной массы составлял 15—30°.
Отгрузка обрушенной массы породы осуществлялась широким фронтом, что обеспечивалось установкой 3—4 экскаваторов ЭКГ-4,6 на участке в 120 м. Высота забоев экскаваторов составляла 6 м.
По мере отгрузки происходило плавное сдвижение обрушенной массы без нарушения безопасных условий работы экскаваторов. Таким способом с одного горизонта за три месяца было отгружено свыше 500 тыс. м3 породы. Опытно-промышленная проверка показала, что в рассматриваемых условиях использование эффекта обрушения позволяет эффективно отрабатывать уступы значительной высоты машинами с малыми линейными параметрами.
Одновременно было установлено, что для управления процессом сдвижения необходимо предусматривать специальные мероприя
тия, в качестве |
которых может быть рекомендовано проведение |
в кровле уступа |
оконтуривающих траншей, замачивание пород |
в верхней части уступа или взрывание серии оконтуривающих сква жин на трещинообразование.
В дальнейшем опыт работы по новому способу разработки ис пользован для обоснования рациональной технологии отработки вскрыши на Подорожненском карьере. Проектом было предусмотрено отрабатывать вскрышную толщу по комбинированной схеме. Основ ной уступ высотой 30 м отрабатывается по усложненной бестранспорт ной системе разработки с применением драглайнов ЭШ-15/90 и ЭШ-10/60. Следующие два горизонта отрабатываются экскавато рами ЭКГ-4 на автотранспорт. Верхний вскрышной уступ высотой 32 м отрабатывается роторным экскаватором SRS-2400—35/9 на конвейерный транспорт. При этом экскаватор должен отрабатывать уступ верхним (23 м) и нижним (9 м) черпанием. Углы откоса верх него и нижнего подуступов приняты соответственно 27 и 40°. Ширина вскрышной заходки 60 м.
Анализ запроектированной технологии вскрыши показал, что из всего годового объема вскрышных работ 70% приходится на долю самой дорогостоящей транспортной системы разработки. Следователь но, с целью повышения эффективности работы карьера необходимо уменьшить долю транспортной вскрыши, что может быть обеспечено путем увеличения высоты основного уступа за счет использования эффекта обрушения. Первый же опыт работы роторного экскаватора нижним черпанием показал технологическое несовершенство проект ной схемы. В связи с этим возникла необходимость отработки усту па на всю высоту верхним черпанием, что при слабой устойчивости вскрышных пород не может быть обеспечено также без использования эффекта обрушения.
При отработке нижнего подуступа верхним черпанием и дове дении общей высоты уступа до 32 м происходило сдвижение массива, породы разрыхлялись и смещались на нижнюю площадку, со сто роны лобового и бокового забоев. Причем угол откоса вновь обра зованного бокового забоя составлял 12—20°. Роль оконтуривающей выработки выполняла дренажная канава, пройденная вдоль фронта работ по верхней площадке уступа.
Характер поверхности сдвижения массива пород хорошо согла совывался с расчетным. В верхней части она имела вертикальный участок на глубину до 8 м, затем переходила в криволинейный
участок |
с резким |
выполаживанием к |
основанию уступа. |
В связи |
с этим за один проход экскаватор отрабатывал объем породы, |
равный |
|||
объему |
полутора |
заходок. Обрушение |
пород носило спокойный |
характер и не создавало опасных условий для работы экскаватора. Описанным способом уже отработано около 2 млн. м3 вскрыши. Все это свидетельствует о возможности эффективного использования метода обрушения пород при отработке высоких уступов роторными экскаваторами.
Для условий Подорожненского карьера была разработана также схема отработки высоких уступов по усложненной бестранспортной системе разработки с обрушением пород. Сущность ее заключается в следующем: драглайн ЭШ-15/90 устанавливается на предотвале и производит подработку основания уступа на ширину вскрышной заходки. В результате ослабления массива уступ обрушается и по роды смещаются в сторону выработанного пространства. Для оконтуривания обрушаемого блока пород в кровле уступа драглайном ЭШ-10/60 создается оконтуривающая траншея. Этим же экскава тором часть объема вскрышных пород переэкскавируется в верхний ярус отвала. В связи с тем, что между высотой отрабатываемого ус тупа и параметрами экскаватора ликвидируется жесткая зависи мость, а также имеется возможность приблизить экскаватор к отва лам, благодаря перемещению обрушенных пород в сторону вырабо танного пространства под действием сил собственного веса, можно увеличить высоту отрабатываемого уступа при уменьшении коэф фициента переэкскавации. Проведенными исследованиями установ лено, что высоту основного уступа в условиях Подорожненского карьера можно увеличить до 40 м при коэффициенте переэкскавации 0,52. По проектной схеме при отработке уступа высотой 30 м коэф фициент переэкскавации составляет 0,6. Таким образом, использо вание эффекта обрушения пород позволяет ликвидировать один транспортный горизонт, отрабатываемых! на автомобильный тран
спорт, и |
получить годовой экономический эффект в размере |
900 тыс. |
руб. |
Опыт работы Роздольских карьеров и проведенные исследования свидетельствуют о возможности широкого применения нового ме тода разработки с использованием существующих экскавационных машин цикличного и непрерывного действия. Его внедрение поз
воляет улучшить |
технико-экономические |
показатели по сравнению |
с существующей |
технологией в 1,4—1,5 |
раза. |
§ 4. ОПРЕДЕЛЕНИЕ ОПТИМАЛЬНОГО ОБЪЕМА ГОРНОЙ МАССЫ, ВЗРЫВАЕМОЙ ПРИ БЕСТРАНСПОРТНОЙ СИСТЕМЕ РАЗРАБОТКИ
Эффективность и ритмичность работы карьера в значительной степени определяются качеством и организацией буровзрывных работ. Установлено, что одним из важнейших факторов повышения
эффективности буровзрывных работ является установление опти мального объема горной массы, отбиваемой за один взрыв.
Нами анализировалась выборка результатов взрывов, произве денных на Роздольских карьерах в период 1969—1970 гг. Анализ показал, что величины объема горной массы, отбиваемой взры вами, носили случайный характер из-за ряда недостатков в органи зации и планировании комплекса буровзрывных работ. Большое количество взрывов (более 140 за год) нарушало ритмичность ра боты предприятия и приводило к значительным простоям горно транспортного оборудования.
На организацию и планирование комплекса буровзрывных работ существенное влияние оказывают принятая система разработки, длина фронта работ, тип вскрышного оборудования и другие горно технические факторы.
На Северном карьере добычные работы следуют за вскрышными с отставанием, продолжительность которого регламентируется усло виями безопасности производства горных работ. Наличие бестранс портной системы разработки на карьере ставит производство буро взрывных работ в жесткую взаимосвязь со вскрышными работами.
Учитывая, что все основные и вспомогательные операции при отработке уступов по бестранспортной системе периодически пов торяются, определение объема взрыва производится в пределах одного цикла. В качестве условного цикла принято время отработки одной заходки по всей длине фронта работ в блоке. Установление взаимосвязи между производственными процессами производилось на основании построенных планограмм последовательности выпол нения вскрышных и добычных работ. Такие планограммы строились из условий равенства подвигания фронта работ в блоках, т. е.
|
|
ТЦ= П = П , мес, |
(57) |
где |
Тп — время |
отработки одной заходки по всей длине фронта |
|
работ в карьере, |
мес., |
|
|
|
|
|
(58) |
где |
А — ширина |
заходки, м; |
м; |
|
L — общая |
длина фронта добычных работ, |
|
|
h — средняя высота рудного уступа по всему фронту добычных |
||
|
работ, |
м; |
|
QK— производственная мощность карьера, м3/мес. Определение максимально возможного по горным условиям
объема взрыва производилось на основе расчета планограмм про изводства горных работ в каждом блоке. Продолжительность произ
водственного цикла в I |
блоке |
|
Т ^ Т |
г+ Т^ + Т3 + Т^ + Ть, мес, |
(59) |
где Т г — продолжительность отработки заходки вскрышным экскаватором;
Т г — продолжительность |
отработки |
отвальным |
экскаватором |
|
заходки длиной |
Z0, |
равной |
безопасному |
расстоянию |
между вскрышным |
и |
отвальным экскаваторами; |
Тз — время, необходимое на обуривание части блока длиной d, равной безопасному расстоянию между отвальным экска ватором и буровыми станками;
Т4 — продолжительность отработки взорванного объема горной массы;
Тъ — время на холостые переходы добычных экскаваторов. Подставляя значения величин Т Х—Т5 в уравнение (59) и преобразуя его относительно Ѵх, получим максимально возможный по горным
условиям объем взрыва |
в I блоке: |
|
|
|
(60) |
где Ьх — длина фронта |
работ по |
I блоку; |
К ѵ — коэффициент |
удлинения |
вскрышного фронта работ; |
Р„ — производительность вскрышного экскаватора; |
||
К п — коэффициент переэкскавации; |
||
Р0 — производительность отвального экскаватора; |
||
С — величина перебура; |
|
|
а — расстояние между рядами скважин; |
||
b — расстояние между скважинами; |
N — количество буровых станков;
Р6 — производительность бурового станка.
Учитывая, что во II блоке добычные работы производятся по схеме с двумя выездами, максимально возможный по горным усло виям объем взрыва в блоке определится из выражения
где — длина фронта работ во II блоке.
Если объем взрыва превышает некоторую оптимальную величину Ѵ0, то появляются издержки предприятия из-за наличия объемов взорванной, но не отгруженной горной массы, которые можно харак теризовать как незавершенное производство.
Недостаточный объем взрыва приводит к увеличению издержек и вызывает чрезмерные простои горнотранспортного оборудования. Следовательно, существует оптимальный объем взорванной горной массы, при котором суммарные издержки предприятия, связанные
спроизводством взрывных работ, равны минимуму.
Вкачестве критерия при определении оптимального объема одно временно взрываемой горной массы принят минимум затрат пред приятия от простоев горнотранспортного оборудования по причине взрывных работ и затрат, связанных с оплатой за фонды, заключен
ные в незавершенном производстве:3
3 = 3п + 3н-і-30 -ѵ тіп , |
(62) |
где Зп — издержки предприятия, связанные с простоем горнотранспортного оборудования по причине взрывных работ,
гг
3 u = ÿr ^ K lCitl, |
(63) |
і-1 |
|
n — количество типов оборудования; Kt — количество оборудо вания г-го типа; С,- — стоимость 1 часа простоя оборудования і-го типа; ti — время простоя оборудования t-ro типа;
Зн — издержки предприятия на плату за фонды незавершенного производства,
Зн = {Ѵ К ,-Ѵ ѵ)С„К^, |
(64) |
К 1 — коэффициент текущих запасов; Ѵр — объем резерва взорванной горной массы; Сд — стоимость взрывного дробления 1 м3 горной массы; К ф— коэффициент платы за производственные фонды;
30 — затраты от технологических простоев вскрышного обору дования по организационным причинам,
30 = ГПРС, |
(65) |
Тп — продолжительность простоя вскрышного экскаватора по организационным причинам в конце каждой заходки,
АН10К „ |
. dA(h + C) |
Р 0 |
аЬЫРб |
ѴЫг |
Т ■ |
( 66) |
ОкЬФбя |
± В> |
|
|
|
Лбл — высота добычного уступа в блоке; Тд — время холостого перехода добычного оборудования; Тр — продолжительность пла ново-предупредительных ремонтов на время одного цикла; Тв— время холостого перегона вскрышного оборудования в конце каждой за ходки; Р — количество циклов (заходок) в год,
|
р _ |
Q* . |
(67) |
|
|
|
hL A |
• |
|
С — стоимость |
простоя вскрышного |
экскаватора. |
и ис |
|
Подставляя |
в уравнение (62) |
значения входящих величин |
следуя функцию общих затрат на минимум относительно V, полу чим значение оптимального объема взрыва: для блока с одним флан говым выездом
A L 6Q K 2 KtCfU
у . У |
- |
i=1 |
|
’ м" |
( 68) |
С + СяА Ь бІібК ф (Кт+ К р) |
|||||
для блока с двумя фланговыми выездами |
|
|
|||
|
V, |
QK 2 KiCiti |
м° |
|
(69) |
|
СяК ф (Кт+ К р) |
|
где К р — эмпирический коэффициент, |
учитывающий величину |
ре |
зерва в зависимости от объема взорванной горной массы. |
(69), |
|
Оптимальный объем взрыва Р0, |
определенный из (68) и |
не должен превышать объема взрыва, полученного по формулам (60) и (61), т. е. V0 =s£ Vt.
Приведенный порядок расчета использован для определения оптимального объема взрыва на Северном карьере. Для блока с одним фланговым выездом оптимальный объем взрыва составил 30 тыс.м3, для блока с двумя выездами 42 тыс.м3. Общее количество взрывов в год составило 63 против 120 при проектной организации работ.
Использование предложенных рекомендаций по определению оптимального объема одновременно взрываемой горной массы поз волит улучшить организацию работы горнотранспортного оборудо вания и получить значительный экономический эффект.
§ 5. ПУТИ СОВЕРШЕНСТВОВАНИЯ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЯ СЕРНЫХ РУД
В период строительства и эксплуатации Роздольских карьеров был осуществлен ряд крупных мероприятий, позволивших досрочно освоить проектные мощности карьеров и достичь сравнительно высоких технико-экономических показателей.
На бурении скважин на руде и скальной вскрыше в первые годы эксплуатации применялись станки ударно-канатного бурения БУ-20-2. Производительность их была невысокой — 20 м в смену по руде и 12—15 м — по скальной вскрыше. По предложению ра ционализаторов, часть станков БУ-20-2 была переоборудована для вращательного бурения по типу станков СВБ-2. В дальнейшем от ударно-канатного бурения по руде отказались. Для скальной вскрыши, которая крепче руды (/ = 6-f- 7 по М. М. Протодьяконову), бурение станками типа СВБ также оказалось неэффективным из-за низкой их производительности и быстрого износа коронок. Испыта ние на крепких породах шарошечного бурения станками БСІП-Ім показало хорошие результаты и преимущества по сравнению с ударно-канатным и шнековым бурением. Впоследствии шарошечное бурение стали применять не только по скальной вскрыше, но и по руде с более крепкой структурой. Замена ударно-канатного бурения вращательным повысила скорость бурения в три раза, снизила себестоимость 1 м скважин в полтора раза (в пересчете на выбурен ный объем) и значительно облегчила труд бурильщиков.
Разработка скальной вскрыши шагающими экскаваторами была внедрена на Западном участке Южного карьера в 1962 году. До этого скальную вскрышу разрабатывали экскаваторами ЭКГ-4 и вывозили автосамосвалами на отвал. Замена транспортной системы разработки на бестранспортную с перевалкой в выработанное про странство драглайнами ЭШ-14/75 позволила значительно удешевить стоимость 1 м3 скальной вскрыши и производить зачистку кровли
рудного пласта с меньшими потерями и разубоживанием. Внедрение схемы разработки скальной вскрыши с опережающей щелью обеспе чило еще больший эффект от данного мероприятия.
С переходом на внутреннее отвалообразование и в связи со сла бой устойчивостью пород вскрыши возникла проблема осушения основания внутренних отвалов. Проект предусматривал применение с этой целью системы дренажных штреков и траншей. Работники института ГИГХС и комбината рекомендовали проводить взрыва ние подошвы рудного пласта по всей площади карьера с приданием профилирующего уклона в сторону зумпфов, оборудованных насо сами открытого водоотлива. Это мероприятие обеспечило большую устойчивость внутренних отвалов, укладываемых в два яруса, снизились затраты на переэкскавацию пород в связи с уменьшением оползней на участках, где без осушения и разрыхления подошвы отвалов они происходили.
Другие мероприятия и рационализаторские предложения спо собствовали усовершенствованию бестранспортной системы разработ ки. После отработки Южного карьера и перехода горных работ на участки с большей мощностью вскрыши, где возможно применение только комбинированных систем разработки, перед горняками возникли новые задачи. Одна из них заключалась в изыскании способов увеличения объемов вскрыши, разрабатываемой по бес транспортной системе.
Необходимо было снизить себестоимость разработки вскрышных пород и использовать экскаваторы ЭШ-14/75, освободившиеся на Южном карьере. Проект предусматривал использование из трех име ющихся экскаваторов ЭШ-14/75 только один — на Северном карьере.
Остальные, не отработавшие полного амортизационного срока подлежали демонтажу. Изменение проектной системы разработки на Северном и Центральном карьерах позволило использовать все три экскаватора ЭШ-14/75, в том числе два на Центральном карье рах. Разработана схема использования всех трех экскаваторов на Северном карьере после отработки Центрального карьера.
Возрастающая потребность народного хозяйства в природной сере вызывает необходимость вовлечения в эксплуатацию новых сероносных месторождений — Подорожненского, Яворовского и дру гих, которые характеризуются более сложными горнотехническими условиями, глубиной залегания сероносного пласта, сложной гипсо метрией его почвы и кровли. Имеющийся опыт разработки Роздольского месторождения серных руд и проведенные исследования [36], [43] показали, что наиболее приемлемыми в этих условиях являются комбинированные системы разработки с применением на основном уступе мощных экскаваторов-драглайнов, а на передовых уступах — техники непрерывного действия и гидромеханизации (на отработке четвертичных отложений).
Для эффективной разработки месторождений серных руд необхо димо установить рациональные параметры систем разработки. Кри терием эффективности при установлении параметров систем является
достижение минимума удельных приведенных затрат на разработку 1 м3 вскрышных пород.
Целевая функция при этом будет |
|
|
|
П |
|
mm, |
(70) |
|
|
||
где п — количество типов |
вскрышного |
оборудования |
(і = 1,2...); |
Эі — эксплуатационные |
затраты на |
содержание і-то типа обо |
|
рудования; |
|
|
|
Е— нормативный коэффициент эффективности капитальных вложений;
Kt — капитальные затраты на приобретение і-го типа обору дования;
У; — объем вскрышных пород, отрабатываемый і-м типом обо рудования.
Для бестранспортной системы разработки это условие может быть достигнуто при максимальном использовании линейных пара метров и производительности экскаваторов-драглайнов. Решение такой задачи возможно с использованием методов прикладной ма тематики, позволяющих аналитическим путем определить простран ственные схемы расположения вскрышного и отвального экскава торов, параметры вскрышного уступа, объемы экскавации и переэкскавации. Разработка алгоритмов расчета этих параметров на ЭВМ (электронной вычислительной машине) позволит рассчитывать рацио нальные паспорта бестранспортной системы в оперативные отрезки времени.
Критерием эффективности использования техники непрерывного действия может служить величина коэффициента использования экскаватора
(71)
где Тт— теоретическое время отработки блока; Тр — чистое время работы экскаватора на выемке блока; Тв — время вспомогательных операций.
Повышение коэффициента использования экскаватора может быть достигнуто за счет увеличения высоты уступа, отрабатыва емого роторным экскаватором верхним черпанием. Для этого необ ходимо разработать методы расчета технологических схем работы экскаваторов, в которых линия откоса бокового забоя максимально бы приближалась к линии естественного откоса уступа.
При разработке четвертичных пород способом гидромехани зации повышение эффективности разработки может быть достигнуто за счет оптимизации параметров гидроразмыва, консистенции пульпы и совершенствования способов наращивания дамб гидроотвалов. Использование выработанного пространства Южного карьера Роздольского месторождения под гидроотвалы способствовало бы реше
нию проблемы наращивания дамб и рекультивации отработанной площади.
Задачи удешевления стоимости разработки вскрыши с примене нием автотранспорта заключаются в наиболее эффективном исполь зовании выработанного пространства, а также в оптимизации мар шрутов перевозки вскрышных пород. При этом необходимо решить следующие вопросы: оперативное планирование оптимальных объе мов перевозок горной массы; рациональное расположение погру зочных средств; комплексное транспортирование руды и вскрышных пород.
Качественное решение поставленных задач может быть достиг нуто путем использования методов линейного программирования. Целевая функция при этом имеет вид:
|
|
|
т |
п |
|
|
|
|
|
|
|
2 2 CijXij ->- min |
|
(72) |
|||
|
п |
|
1/“ 1 |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
при |
2 |
xij = ai 1 = 1, 2, . . |
т, |
|
|
|
||
|
Ы |
т |
|
|
|
|
|
|
|
|
2 X ij = bj |
7 = 1 , 2 , . , . , « |
xi -Sa О, |
|
|||
|
|
£=1 |
|
|
|
|
|
|
где |
т — количество |
забоев; |
из г'-го |
забоя к |
/-му |
приемному |
||
|
Сц — стоимость |
перевозки |
||||||
|
Xtj |
пункту; |
горной |
массы, перевозимое |
из |
і-го забоя |
||
|
— количество |
к/ — пункту разгрузки;
п— пункты разгрузки;
а,- — производительность экскаватора в г-м забое; bj — приемная способность / пункта разгрузки.
Существенным резервом снижения себестоимости добычи руды является внедрение на карьерах прогрессивной циклично-поточной технологии разработки и транспортировки серных руд. Для этого необходимо разработать оптимальные технологические схемы раз рушения руд, позволяющие снизить выход негабарита, ликви дировать возможность возгорания руд и значительно уменьшить удельный расход взрывчатых веществ.
С целью установления наиболее эффективного способа разру шения сероносных пород Предкарпатья были изучены их физико механические и упругие свойства динамическими и статистическими методами. При этом установлена взаимосвязь скорости распростра нения продольной волны взрыва с объемным весом пород, времен ным сопротивлением их сжатию, коэффициентом анизотропии, коэф фициентом Пуассона, модулем продольной упругости, модулем сдвига, модулем всестороннего сжатия и т. д. Это позволяет опера тивно выбирать наиболее эффективные методы разрушения серных руд. Исследованиями установлена эффективная технология веде-1
11 Заказ 204 |
161 |