CC BY
19
Оптимизация направлений взрывной отбойки и
Н.Г. ЧУРИЛОВ Стойленский ГОК Г.Г.КАРКАШАДЗЕ В.АВИННИКОВ Московский Государственный горный университет
На технико-экономические показатели работы горнорудного предприятия значительное влияние оказывают показатели обогатительного передела железистых кварцитов такие, как удельный расход электроэнергии на тонну концентрата {? (квт.час/т), содержание общего железа в хвостах и' (%)> выход концентрата у (%) и содержание железа в руде - общего а0 и магнитного ам (%)■ В данной работе исследуется влияние направления коммутации скважинных зарядов во взаимосвязи с ориентацией линии простирания на поверхности уступа и угла падения плоскостей напластования железистых кварцитов. Фактически для этого необходимо ответить на вопрос: влияет ли направление коммутации при взрывной отбойке железистых кварцитов на показатели обогатительного передела, и если да, то как найти оптимальное направление коммутации?
Такой комплекс исследований выполнен для условий производства БВР на карьере Стойленского ГОКа. Важной особенностью является то, что угол падения плоскостей напластования практически одинаков и составляет около 80 градусов. Известны также показатели обогатительного передела руды по итогам ежемесячной работы в 1994 году (табл. 1), которые являются выходными параметрами строящейся математической модели. С другой стороны, входными параметрами этой модели могут являться величины, являющиеся статистическими данными, характеризующими стадию рудоподгговки: объемы взорванных блоков, направление их отбойки (справа налево или слева направо), угол <р \ между линией бровки уступа и линией простира-
разупрочнения железистых кварцитов в условиях Стойленского ГОКа
ния слоев, а также угол <р 2 между линией бровки уступа и направлением коммутации скважиннных зарядов (см. рис. 1).
Таблица 1
ТЕХНИКО-ЭКОНОМИЧЕСКИЕ ПОКАЗАТЕЛИ РАБОТЫ СТОЙЛЕНСКОГО ГОКА ЗА 1994 Г. - ВЫХОДНЫЕ ПАРАМЕТРЫ МОДЕЛИ
Наи- ме- но- ва- ние по- каза теля Содержание железа в РУДе. % Со-дер-жание железа в концентрате, % Вы- ход кон- цен- трата, % Содержание железа в хвостах Удельный расход электроэнергии кВт ч/т
Ме- сяц обед. а0 магн- Щ §щ «о <°М
1 34,3 27,1 67,75 40,26 11,75 1.8 85,03
::їШ 343.2 26,85 67,85 40,0 11,75 1.95 86,17
3 33,3 27,35 67,65 40,0 11,41 1,9 85,4
'Шт 34,21 26,4 67,75 40.0 11.8 1,9 83,03
5 34,1 27,0 67,75 40,0 11,64 1,7 86,48
6 34,0 27,а ШШ1 40.03 11.47 ІЯ 87,7
7 33,75 27,0 67.55 40,24 11,0 1,8 86,28
8 ЗЗ.Є шш 67,7 39,43 1.В 83,99
9 33,32 26,6 67,5 39,5 11,0 1,75 78,5
10 34,1 27,0 67.75 40,34 11,34 ШШ:: 60.8
11 34,2 26,8 67,7 40,33 11,55 1.8 77.79
Шт 67,7 40.48 10.99 83.3
Рассмотрим зависимости между входными (табл. 2) и выходными (табл. 1) параметрами. При этом табличному среднемесячному выходному параметру будем ставить в соответствие средневзвешенную по взорванному объему разность Д <рСр , приходящуюся на текущий месяц. При этом учитывается время задержки руды, доставляемой из карьера на фабрику после производства взрывных работ. Таким об-
Ноп/оа ^внил угло?
отсчета
и уг .
і — линия і — линия
бро(ки уступа ■ простирания слое?
З — нолрсгіление с/с/азігимнь г К
колг/путации
за/оядо?.
Рис-1
ркэом, в качестве входного параметра используем значение
<Р
ср
2( <Р2І ~ Уі 1 ' ' ----------Я------------
2
і
V,-
(і)
При обосновании оптимального направления коммутации скважинных зарядов весьма принципиальными являются следующие вопросы: сколько экстремальных значений углов Д <р между линией простирания и коммутации скважинных зарядов существует в действительности для
каждого из выходных параметров модели -один, два или больше? Все ли выходные показатели достигают максимума или минимума при одних и тех же углах? В принципе, если в результате технических мероприятий удастся направить большую долю энергии взрыва на разупрочнение наименее ослабленных плоскостей в массиве пород, то исходя из физической сущности процесса разупрочнения следует ожидать уменьшения энергоемкости измельчения пород на обогатительной фабрике. Однако, что касается увеличения выхода железа в концентрат, то ответ на этот вопрос не является очевидным. Так же не очевидно, что при этих же углах улучшится качество взрывного дробления породного массива, поскольку на этот процесс оказывает влияние множество других факторов, таких, как трещиноватость массива, удельный расход ВВ и др.
Оптимизация процесса взрывной отбойки пород может опираться на технические или экономические показатели в зависимости от поставленной задачи. Однако в любом случае необходимо определиться с методикой поиска нескольких экстремумов на основе анализа производственной статистики.
Итак, предположим, что при отбойке слева направо оптимальными являются углы Д ун и Д(р2 , которые обеспечивают экстремум выходного параметра. Тогда при отбойке справа налево оптимум по этому же параметру будет реализован при углах - -Д#>1 и -А<р2 , что следует из соображений симметрии. При этом в качестве исходного параметра принимается разность углов (рис. 1)
Таблица 2
ПОКАЗАТЕЛИБВР НА СТАДИИ РУДОПОДГОТОВКИ ВХОДНЫЕ ПАРАМЕТРЫ МОДЕЛИ (СТОЙЛЕНСКИЙГОК,
і994 Г.)
Дата взрыва Номер блока, горизонт Объем блокад тыс. м Угол между линией бровки уступа и линией простирания слоев <р “1 град. Угол между линией бровки уступа и направлением коммутации скважинных заядов <р 2 фад-
18Л1.Э4 N'1. -55 м ■' 18 30
Ы3,+20м 55
N4,-25 м 25 ШШШ'шШ&шшШітШ-Ш
И9.+5м 23 ж 32 .
28.01.94 N 11, + 5 м 54 15 28
N 15, -10 м 24 120 30
...
А «Р= <Р2 -»>1
(2)
Поскольку выходному параметру соответствуют условия взрывания различных блоков, то при анализе следует использовать значения средневзвешенных Д <р Ср по каждому объему взорванной горной массы за соответствующий период времени. Допустим, мы исследуем зависимость энергоемкости процесса измельчения б =/(Д <р 1 ,Д <р2 ). Тогда, если эта функция принимает экстремальные значения при А <р 1 и Д <р2 (или и— Д <р2— в зависимости от направления отбойки), то при статистическом описании этой зависимости может быть использован некоторый абстрактный приведенный угол п
2 Ар1,2| —
* _ 1 .
фср------
п п
2 Уп+2 Ут 1 1
т
2
1
А <Р 1,2/ —Ар
т
п п
2 уп+2 V 1 1
т
(3)
где п
т
—количество блоков с направлением отбойки слева направо в рассматриваемый период времени;
—то же, но при направлении отбойки справа налево;
А<РпиА<Рт
—средневзвешенные значения углов.
Углы <р\,2 выбираются по условию наибольшей близости по абсолютной величине к значению А <рп или А <рт соответственно.
Таким образом, вместо зависимости от двух переменных А <р 1 и А <р 2 исследуется зависимость от одной переменной
С =/(*>%)» (4)
причем особенность этой зависимости такова, что при условии <р* = 0 определяется
экстремальное значение исследуемого выходного параметра при определенной комбинации углов А и А <р2 .
Зависимость (4) может быть аппроксимирована по методу наименьших квадратов в виде параболы:
0=я-О!Р)2+с (5)
Из анализа коэффициентов а, с , которым соответствуют комбинации углов А <р\ и А у? 2, определяется оптимум. Так, например, в случае оптимизации по выходному параметру (удельный расход электроэнергии), очевидно, оптимум соответствует минимальному значению свободного члена «с» в уравнении (5). Что касается наихудшего варианта (максимум удельного расхода электроэнергии), то этому условию соответствует максимальное значение «с».
Поиск оптимального варианта при малом объеме экспериментального материала целесообразно производить по условию минимума средневзвешенного параметра в пределах (р*р = ±15°:
/С(Л <**>•
* _ о
По этому критерию будет подобрана комбинация углов, учитывающая эксцессу (коэффициент «а») и абсолютное значение выходного параметра (коэффициент «с»).
На рис. 2 представлена методика оптимизации направления коммутации скважинных зарядов, рекомендуемая к использованию в производственных условиях. Методика реализуется следующим образом. На основе базовой статистики за прошедший период работы составляется банк данных по входным и выходным параметрам. Далее вычисляются средневзвешенные по объему углы А <Р п и А <рт , влияющие на показатели экономической эффективности. На следующем этапе при фиксированных значениях А 1 и Д ^>2 , в зави-сиомости от направления отбойки, вычис-
*
ляются приведенные углы <рСр , соответствующие каждому временному отрезку, и
с +
ТО'(<Р*сРУ
строится параболическая аппроксимация (5). Критерием эффективности для каждой пары углов А (р 1 и Д (р2 является параметр
Q *. Осуществив перебор всех углов А и
А Фг в диапазоне от 0 до 90° , на основе
анализа значений £) * для дальнейшего использования выбираются максимальные и минимальные значения Q* и соответствующие им экстремальные углы А <р\ и А <р*2 . Эти углы используются при проектировании БВР, а получаемые в дальнейшем производственные показатели составляют основу дополнительной статистики, пополняющую банк данных, обеспечивая обратную связь.
В качестве результирующего показателя эффективности следует использовать не технический, а экономический критерий, учитывающий прибыль за счет уменьшения удельных энергозатрат (на тонну концентрата), повышения качества и цены концентрата за счет прироста содержания железа в концентрате и увеличения выхода концентрата за счет уменьшения содержа-ния железа в хвостах. В расчете на единицу продукции экономический критерий принимает вид:
|= (С1-е2)-о+Д1-(^-1) +
+ Ц\ трт"---— й>1) ,
(р 1 “ й>1) 4 » (7)
Э
утр--
А —экономический эффект на
единицу продукции, руб/т;
а —стоимость 1 квт.часа электро-
энергии, руб/кВт. час;
Ц\ —цена одной тонны концентра-
та, руб/т.
Индексы 1 и 2 в параметрах формулы (7) относятся соответственно к базовому и нредлагаемому вариантам.
В соответствии с представленной методикой с помощью ЭВМ был выполнен ПОНСЕ оптимальных направлений коммутации скважинных зарядов по технико-экономи
/М Єтадика оптимизации чопааЛге/п/й ХОАГЛлу/ЫГции скґозп/нньгх зяря&ог.
Рис. 2
ческим показателям работы Стойленского ГОКа за 1994 год. Установлено, что максимальный экономический эффект достигается при углах А <р\ — 7 9° и А Ф2 ~ ~ 53° при отбойке слева направо и А = - 7 9* и Ау>2~5ЭРпри отбойке справа налево.
Достоинством данной методики является возможность корректировки и уточнения величин оптимальных углов по мере пополнения банка данных по входным и выходным параметрам и в зависимости от стоимости электроэнергии и концентрата в рассматриваемый период времени.
Пополнение банка данных по результатам работы предприятия и создание программы, реализующей подобный расчет, является обязательным условием использования предлагаемой методики при проектировании БВР. При этом достоверность выводов и правомерность рекомендаций будет неуклонно возрастать.
© Н.Г. Чу рилов, Г.Г.Каркашадзе, В.АВинников
СИМПОЗИУМ «СОВРЕМЕННОЕ ГОРНОЕ ДЕЛО: ОБРАЗОВАНИЕ, НАУКА, ЛРОМШПЛЕНЕНОСТЬ»
щ^мпяЩшя
Н.П.СЕНАТОРОВ Московский государственный горный университет
Основные принципы технологии опережающей выемки руд на карьерах
В своих научных трудах последних лет академик В.В.Ржевский все большее внимание уделял возможности формирования открытых горных выработок с крутыми (и даже вертикальными) откосами бортов. Этому изменению в представлениях об одном из важнейших параметров карьеров предшествовали многолетние исследования в теории устойчивости массива пород вскрытых горными выработками. Все это позволило утверждать, что «или с поверхности, или в глубине карьера можно создавать выемки диаметром до 150 м и глубиной до 60-150 м с небольшой мощностью крепления» [1].
Несомненно это является новым этапом в развитии открытого способа разработки рудных месторождений, которые часто представляют из себя совокупность рудных тел различных размеров. Формирование в карьере выработок огоаниченных размеров с крутыми откосами бортов, основные размеры которых определяются параметрами рудных тел, и является основной идеей технологии опережающей выемки. На рис. 1 изображена объемная модель карьерных выработок при использовании такой технологии. генеральный угол бортов карьера составляет около 30 градусов. Угол откоса бортов выработок опережающей выемки рудных тел достигает 60-70 градусов. Эти выработки формируются в отдельных рудных зонах карьера на глубину 60-100 м с последующим проведением вскрышных работ в этой зоне и понижением до отметок дна опережающей выемки.
Такой порядок отработки рудныхтел позволяет существенным образом перераспределить во времени объемы вскрышных работ отнеся значительные по величине объемы на более поздний период или сокра-
тить их общие значения на заключительном этапе.
Рис. 1- Объемная модель карьерных выработок и рудных тел.
Совершенный математический аппарат моделирования пресечений конических поверхностей и расчета объемов получающихся фигур в настоящее время не разработан. Поэтому для получения количественных оценок перехода к технологии опережающей выемки было проведено рассмотрение некого идеализированного случая с использованием пакета компьютерных программ ОРР1Т8, позволяющего моделировать развитие открытых горных работ для рудных карьеров (автор программ - проф., д.т.н. С.Д.Коробов, (МГГУ)).
В рассматриваемом случае исследовался режим горных работ при разработке идеализированного рудного месторождения, представляющего собой три симметрично расположенных рудных тела округлой формы. Мощность рудных тел принималась одинаковой и равной 200 м.
Программой PRIMEPIT был отстроен конечный контур карьера с углами погашения бортов порядка 40 градусов и глубиной 270 м. Отстройка борта ведется уступами высотой 30 м. Размеры карьерного поля составили 1600x1400 м. Объемы работ при этом составили: вскрышные породы - 180 млн. мз; запасы руды - 66 млн. т.
Дальнейшее моделирование различных вариантов развития горных работ велось с использованием программы MIN ING. В качестве начальною этапа развития горных работ для всех вариантов принималось положение горных работ, при котором произошло соединение верхних контуров отдельных участков и образование единой карьерной выемки. К этому моменту уже извлечено: вскрышных пород - 35 млн. мз, руды - 12,5 млн. т (около 20%). Глубина карьера составила 75 м.
Разработка ведется уступами высотой
15 м. В варианте с традиционной технологий ширина рабочих площадок принималась равной 50 м. Угол рабочего борта составил порядка 20 градусов. При анализе режима горных работ высота этапа принималась равной 30 м (два уступа). Извлекаемые объемы руды в пределах этапа по отдельному рудному телу составили 2,7 млн. т или около 8,0 млн. т в целом по карьеру.
Переход к технологии опережающей выемки предусматривает изменение параметров горных работ. В рассматриваемом примере при глубине карьера 75 м на участках, приуроченных к рудным телам, производилась последовательная (от участка к участку) отстройка карьерных выемок глубиной 60 м с углами откосов бортов этих выработок порядка 65 градусов. При высоте этапа в сравниваемых вариантах - 30 м, такая технология позволяет в течении четырех этапов (последовательная отработка двух рудных участков) существенно сократить текущие объемы вскрышных работ. Затем вскрышные работы по традиционной технологии возобносляются на первом участке и горные работы на вскрышных уступах развиваются и достигают глубины 135 м (рис. 2). В этот период времени добычные работы проводятся на участке, приуроченном к третьему рудному телу, с
применением технологии опережающей выемки. В дальнейшем традиционная технология ведения вскрышных работ «перемещается» на второй участок, где до глубины 135 м руда уже отработана, проводятся работы по разносу бортов до этой глубины без извлечения руды, добыча которой в тоже время осуществляется с применением технологии опережающей выемки на первом участке. Последующий порядок отработки состоит в последовательном чередовании на каждом рудном участке технологий (традиционный - на вскрышных работах и с опережающей выемкой - по рудным телам).
«ми шп mid atoit мш os иа1
Рис. 2. Моделирование развития горных работ
Так же возможны более «мягкие» комбинации. Например, вскрышные работы проводятся одноврменно на двух участках, а добычные - на третьем. Выбор оптимального порядка ведения горных работ, особенно при наличии большого количества рудных тел, является самостоятельной задачей и будет проводиться в дальнейших исследованиях. При этом важным является соблюдение принципа разнесения в пространстве массовых вскрышных работ и работ по отработке рудных тел (или отдельных участков крупного рудного тела при их качественных различиях).
Переход к технологии опережающей выемки, как следует из полученных результатов, позволяет сместить во времени графики объмов вскрышных работ. Однако, это дает возможность осуществить и прсмотр границ открытых горных работ. Так, в рассматриваемом нами примере, при конечной глубине 270 м последние 60 метров можно отработать по технологии опережающей выемки без существенного разноса борта карьера на этом заключительном этапе. Д ля оценки такого подхода программой РШМЕРГГ был отстроен конечный контур карьера с углами погашения 40 градусов до глубины не 270 м, а до 210 м (остальные условия прежние). Такой вариант отработки тех же 66 млн. т руды уменьшает общий объем вскрышных работ до 110 млн. куб. м (против 180 млн. куб. м в варианте использования традиционной технологии) и существенно сокращает текущие объемы выемки вскрышных пород, при соответствующем изменении конечных контуров карьера и отработке верхних горизонтов по традиционной технологии.
Если коснуться экономических аспектов перехода на технологию опережающей
выемки, то при анализе результатов последнего примера можно отметить следующее: при допуске равенства затрат на разработку единицы объема вскрышных пород и руды при традиционной технологии сокращение общего объема вскрышных работ на 70 млн. куб. м и переносе полученной экономии на период ведения горных работ с использованием технологии опережающей выемки (при этом извлекается около
16 млн. т руды и около 3 млн. куб. м породы) появляется возможность увеличить удельные расчеты на этом этапе более чем в 10раз. Это обстоятельство предопределяет довольно широкие возможности в использовании специального выемочного и транспортного оборудования и технологий отстройки крутых бортов в опережающей выемке.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Ржевский В.В. Проблемы горной промышленности и комплекса горных наук, Изд-во Московского горного института, 1991.
© Н,П.Сенаторов
