CC BY
82
© И.Н. Савич, В.И. Мустафин, 2015
УДК 622.646
И.Н. Савич, В.И. Мустафин
ПЕРСПЕКТИВЫ ПРИМЕНЕНИЯ И ОБОСНОВАНИЕ ПРОЕКТНЫХ РЕШЕНИЙ ПРИ ЭТАЖНОМ И ПОДЭТАЖНОМ ТОРЦЕВОМ ВЫПУСКЕ РУДЫ
Определено что при этажном и безэтажном выпуске рудной массы из смежных выпускных выработок с увеличением объема зон их взаимного влияния посредством смешения в вертикальной и горизонтальной плоскости увеличивается скорость прихода обрушенных вмешаюших пород в вышележашую выработку, причем преобладаюшее влияние на траекторию движения куска руды оказывает выработка, расположенная ниже. Установлена возможность управления потоком руды посредством увеличения зон взаимного влияния выработок, что позволяет минимизировать потери полезного компонента при неравномерном его распределении в рудном теле за счет рационального размешения выпускных выработок в контуре и за контуром рудных залежей. Разработана программа компьютерного моделирования торцевого выпуска рудной массы, позволяюшая ускорить рассмотрение вариантов технологических параметров обрушаемых блоков с учетом траектории движения потоков руды для корректировки положения выпускаюших выработок с возможностью преобладаюшего извлечения из зон с высоким содержанием полезного компонента и оценкой технико-экономических показателей вариантов систем с обрушением руд и вмешаюших пород.
Ключевые слова: системы с обрушением руды и вмешаюших пород, параметры систем, физическое моделирование, компьютерное моделирование, потери руд, разубоживание руды, торцевой выпуск, этажное обрушение, подэтажное обрушение.
Весомый вклад в развитие научных методов обоснования рациональных конструктивных и технологических параметров систем подземной разработки с обрушением руды и вмещающих пород [1-4], а так же в совершенствование технико-экономической оценки [5] полноты и качества извлечения полезных ископаемых из недр, внесли многие отечественные и зарубежные ученые.
Ими установлено, что основными технологическими параметрами систем разработки с массовым обрушением при донном и торцевом выпуске руды, являются толщина и высота отбиваемого слоя. Например, проф. Г.М. Малахов, основываясь на результатах, полученных в ИГД им. Скочинского [1] предлагал определять высоту отбиваемого слоя в увязке с его толщи-
ной - Н/Ут = 2,7^3,7. Однако такая пропорция, как показала практика, не позволяет хотя бы в первом приближении, определиться с конструктивными параметрами системы разработки в натурных условиях.
Тем не менее, на наш взгляд, именно этот путь, ведущий к обоснованию параметров выпуска и систем разработки через коэффициенты пропорциональности между толщиной, шириной и высотой фигуры выпуска точнее, особенно при торцевом выпуске, чем использование показателя сыпучести проф. В.В. Куликова [2], определить который в производственных условиях крайне трудно.
Ряд авторов обращали внимание на то, что потери и разу-боживание руды при отбойке в зажатой среде и торцевом выпуске, зависят от положения вееров скважин в забое. Другие ученые указывали на то, что угол наклона отбиваемых слоев следует выбирать исходя из гранулометрического состава отбитой руды и обрушенных пород, образовавшихся в результате взрывной отбойки. Было выявлено, что при применении систем с обрушением очистная выемка руды мелкофракционного состава сопряжена с процессом «трубообразования» в результате чего после выпуска 15^20 % отбитой руды происходит прорыв пустых пород к выпускному отверстию, что в конечном итоге приводит к значительным ее потерям. Еще более положение усугубляется, как указывается в работах проф. Д.М. Казикаева [3], и др. при разработке неустойчивых рудных массивов, поскольку в этом случае, несмотря на крепление буродо-ставочных выработок расстояние между ними приходится увеличивать, что ведет к чрезмерным потерям руды в блоке достигающим 50^60 %.
Кроме того, на результаты выпуска существенное влияние оказывают физико-механические свойства полученной в результате отбойки руды (гранулометрический состав, первичное и вторичное разрыхление, влажность, слеживаемость) которые характеризуют ее сыпучие свойства.
Особая роль отводится организации процесса выпуска руды:
• последовательность и взаимная связь отработки смежных забоев в горизонтальной и вертикальной плоскостях;
• режим выпуска по каждому забою и в целом по блоку;
• параметры, связанные с граничными условиями извлечения и истечением сыпучих материалов в подземных условиях.
Все перечисленные факторы в той или иной мере усложняют определение показателей извлечения при применении систем с принудительным обрушением руд и вмещающих пород, а, следовательно, и их параметров.
По мнению многих ученых при моделировании выпуска нарушения в подобии по второстепенным, маловажным характеристикам процесса минимально влияют на результаты исследований и в расчет не принимаются. Так, согласно методике проф. В. Р. Именитова [4] в процессе физического моделирования выпуска руды для получения корректных результатов необходимо и достаточно обеспечить функциональное подобие модели и натуры. Т.е должны быть подобны: геометрические параметры систем модели и натуры; протекающие процессы при моделировании и в натурных условиях; состояния систем; условия на границах систем модели и натуры в течение всего рассматриваемого периода.
При выборе и обосновании параметров той или иной горнотехнической системы необходимо установить степень влияния множества природных и техногенных факторов на процессы горного производства, что позволит определить комплекс конструктивных и технологических решений, позволяющих обеспечить максимальную эффективность при их эксплуатации.
Принципиальное влияние на показатели извлечения оказывает порядок развития очистной выемки в рудничном поле, который следует устанавливать с учетом пространственного распределения полезного компонента в объеме залежи, начиная от зон с высоким содержанием последующим переходом к рядовым рудам и исключением из процесса добычи безрудных участков.
Для снижения уровня потерь и разубоживания при разработке руд с изменяющимся содержанием в объеме массива, должен быть установлен шаг опережения очистной выемки руд различных сортов по вертикали. Кроме того, при гравитационном выпуске руды должны быть определены закономерности изменения параметров фигуры выпуска, в зависимости от фракционного состава рудной массы. Например, при наибо-
лее перспективном для добычи этажном торцевом выпуске конфигурацию контакта руды и налегающих пород, влияющую на величину потерь и разубоживания руды, можно сохранить, сближая по возможности смежные буровыпускные выработки. В случае, когда по условию сохранности выработок на горизонте выпуска расстояние между ними необходимо увеличивать наиболее рациональным решением может послужить вариант этажной выемки с расположением выработок в несколько ярусов (рис. 1).
Это обусловлено возможностью снижения уровня потерь и разубоживания в совокупности с уменьшением себестоимости добычи руды. В большинстве случаев на рудниках фракционный состав рудной массы не соответствует параметрам, обеспечивающим эффективный выпуск, что существенным образом затрудняет процесс истечения отбитой руды и препятствует развитию фигуры выпуска в ширину. Возникающие проблемы, редко могут быть решены при применении систем разработки, предусматривающих подэтажное обрушение с торцевым выпуском руды, а в некоторых случаях не целесообразно применение и этажного торцевого выпуска с классическим (одноярусным) вариантом конструкции днища блока.
Рис. 1. Развитие очистной выемки при этажном торцевом выпуске с двухъярусным расположением буродоставочных выработок (компьютерная модель)
Как известно, обоснование параметров систем с обрушением руды базируется на результатах исследований полученных методами моделирования процесса выпуска, в ходе которого определяется конфигурации фигур (эллипсоидов) выпуска на различных стадиях их формирования для оценки уровня потерь и разубоживания. При этом оценка осуществляется по критерию минимизации уровня потерь в процессе добычи руды.
Самыми распространенными методами определения показателей извлечения при применении систем с обрушением остаются аналитические расчеты и физическое моделирование. Оба варианта не лишены недостатков как с точки зрения корректности получаемых результатов, так и сложности их достижения. В настоящее время большая часть недостатков может быть исключена с помощью компьютерных технологий позволяющих решать многоцелевые задачи по моделированию сложных (хаотических) процессов. Для этого необходимо создать систему, позволяющую быстро и эффективно моделировать различные ситуации при выпуске руды с получением конкретных результатов, не только достаточно точно описывающих поведение дискретных сред в процессе выпуска, но и дающие возможность обосновать рациональные параметры системы разработки.
Корректность в процессе реализации компьютерного моделирования должна быть обеспечена путем взаимоувязки полученных данных с показателями извлечения при физическом моделировании, результатами математических расчетов и сведениями практической деятельности существующих предприятий.
В Московском горном институте НИТУ «МИСиС» разработана прикладная программа, в которую интегрированы статистические методы, с системой гибкой регуляции параметров, зависящих от определенных свойств обрушенной руды. Она включает построение модели рудного тела, выделение потока для расчета истечения руды под действием собственного веса, моделирование сложных схем отработки участка месторождение, подразумевающих выпуск с нескольких горизонтов (подэтажей, этажей), отслеживание траектории движения отдельно-стей по объему массива.
Рис. 2. Параметры фигур выпуска и разрыхления при вькоте подэтажа 20 метров и граничном разубоживании 25 %
В практике и научной среде закрепилось понятие, определяющее высоту подэтажа как расстояние между ближайшими по высоте горизонтами выпуска вне зависимости от местоположения буродоставочных выработок.
Высота подэтажа при «ромбовидной» схеме расположения выработок (рис. 2) по принятой в настоящее время терминологии составляет 10 м. На самом деле это расстояние от почвы нижней (А) до почвы вышележащей выработки (В), находящейся в стороне от осуществляющегося процесса выпуска из выработки (А). Таким образом, расстояние между выработками (А) и (В) по вертикали это не высота подэтажа, а расстояние между горизонтами выпуска. Фактическая высота подэтажа это расстояние между выработками (А) и (Б), находящимися практически на одной осевой линии, т.е. составляет 20 м. Мы остановились на этом объяснении во избежание путаницы в последующих предложениях и выводах.
С целью практического применения разработанной программы был взят вариант системы обрушения с торцевым выпуском руды под налегающими породами, предложенный для корректировки проекта разработки Ждановского месторождения (2). Оценка результатов реализации предложенных решений в производственных условиях показала их удовлетворительную сходимость с показателями, полученными при компьютерном и физическом моделировании. Было установлено, что гранулометрический состав отбитой руды, исследовавшийся как в навале, так и в ковше (рис. 2) имеет характеристики представленные на (рис. 3).
Компьютерное моделирование было проведено для «шведского» варианта с ромбовидными панелями при расстоянии между горизонтами выпуска 15 м, высоте подэтажа (слоя) 30 м и изменяющемся грансоставе рудной массы (рис. 4).
Рис. 4. Гистограмма распределения гранулометрического состава рудной массы
Применение схем подэтажного обрушения ориентированных на так называемый «шведский» вариант с ромбовидными панелями разработанный для рудника «Кируна» в других условиях приводило к неудовлетворительным результатам. В конечном итоге за подэтажным обрушением закрепилась репутация системы с относительно высоким расходом ПНР и низкими показателями извлечения.
Рис. 5. Изменение параметров фигуры выпуска при постоянной высоте подэтажа в зависимости от грансостава рудной массы разубо-живании 20 % (а)- размер куска 220мм, (б)- размер куска 300мм, (в)- размер куска 400мм
Как видно на рис.5 развитие фигуры выпуска в конструктивных и технологических вариантах применяемых на рудниках при имеющемся среднем размере куска достигает лишь половины расстояния между выработками на промежуточном горизонте, что не позволяет обеспечить приемлемый уровень потерь и разубоживания. Более того, можно говорить, что при выпуске зачастую идет процесс «трубообразования», а это как уже указывалось, приводит к разубоживанию на ранних стадиях выпуска. Чтобы избежать этого при высоте выпускаемого слоя 30м рациональный размер среднего куска должен находиться в диапазоне 300^350мм, что практически недостижимо или максимальное расстояние между смежными выпускными выработками должно составлять не более 10м, что недопустимо по геомеханическим условиям. Это и следует учитывать при
разработке конструктивных и технологических решений и определении направлений развития очистной выемки.
После сверки результатов стохастического и физического моделирования, показавших тесную корреляционную связь между собой, было произведено множество экспериментов, цель которых - выявление зависимостей показателей потерь и разубоживания от толщины, ширины и высоты отбиваемого слоя расположения выпускающих выработок, угла падения, качественных характеристик руды, траектории движения рудопотоков, параметров блока. Данные, полученные из этих экспериментов, позволили выявить параметры, при которых удается достичь максимальной эффективности выпуска руды.
В процессе моделирования удалось установить, что достижение критического уровня разу-боживания зависит от объема зон взаимного влияния выпускающих выработок. Так при заданной величине разубоживания объем руды, выпущенной из нижележащей выработки, больше на величину, пропорциональную объему зон пересечения фигур выпуска (рис. 5).
Знание закономерностей движение руды при выпуска из смежных выработок расположенных на разных уровнях при должном понимании процессов позволяет усреднять ее качественный состав прямо в блоке. Что в свою очередь гарантирует выпуск наиболее ценной руды до поступления пустой породы в зону выпускного пункта.
Рис 6. Управление траекторией движения куска руды в области пересечения вьпускаемых объемов
На базе результатов многолетних исследований [6-11] разработана методика обоснования конструктивных параметров выпуска руды под обрушенными налегающими породами. Установлены зависимости описывающие взаимовлияние выпускных выработок, что позволяет прогнозировать скорость прихода вмещающих пород висячего бока в зону выпуска и регулировать количественные и качественные показатели извлечения руды из недр.
- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Малахов Г.М., Безух В.Р., Петренко П.Д. Теория и практика выпуска обрушенной руды. «Недра», 1968 г., 311 с.
2. Куликов В.В. Выпуск руды. — М.: Недра, 1980. - 303 с..
3. Казикаев Д.М. Геомеханика подземной разработки руд. Издание 2-е. М.: Изд-во МГГУ, 2009. — 542 с.
4. В.Р. Именитов, Р.Г. Пепелев. Основы научных исследований. М.: Типография Московского горного института,1990. — 92 с.
5. Агошков М.И. Технико-экономическая оценка извлечения полезных ископаемых из недр. — М.: Недра, 1974. - 312 с.
6. Савич И.Н., Пепелев Р.Г., Гагиев Т.А., Павлов А.А. Метод обоснования нормативов потерь и разубоживания при выпуске руды под обрушенными породами // Горный журнал. - 2009. - №1. - С. 64 - 67.
7. Савич И.Н., Павлов А.А., Гагиев Т.А. Показатели извлечения при подэ-тажном обрушении с торцевым выпуском рудной массы // Горный информационно-аналитический бюллетень (отдельные статьи) - 2010. - №12. - С. 5 - 10.
8. Савич И.Н., Гагиев Т.А., Павлов А.А. Параметры подэтажного обрушения при разработке наклонных рудных тел // Горный информационно-аналитический бюллетень (отдельные статьи). - 2010. - №12. - С. 11 - 16.
9. Гагиев Т.А. Моделирование подэтажного обрушения с торцевым выпуском руды // Горный информационно-аналитический бюллетень (отдельные статьи). - 2010. - №12. - С. 17 - 23.
10. Савич И.Н., Мустафин В.И. Обоснование параметров этажного торцевого выпуска при разработке мощных рудных залежей. ГИАБ.. — 2013. — №06. — С.23-28. — М.: изд. «Горная книга».
11. Павлов А.А., Мустафин В.И., Романов В. А., Сухов Ä. И. Влияние гранулометрического состава рудной массы на параметры торцевого выпуска при изменяющейся высоте подэтажа// Геотехнологии при разработке рудных месторождений, ГИАБ. Отдельные статьи (специальный выпуск). — 2013. — №04. — 28с. — М.: изд. «Горная книга». ГТГШ
КОРОТКО ОБ АВТОРАХ -
Савич Игорь Николаевич — доктор технических наук, профессор, tpr_msmu@mail.ru,
Мустафин Вадим Игоревич — преподаватель, м.н.с., mustafin_vi@mail.ru, ГИ НИТУ «МИСиС»
UDC 622.646
PERSPECTIVES OF USE AND RATIONALE DESIGN SOLUTIONS OF BLOCK (LEVEL) AND SUBLEVEL FACE DRAW
Savich I.N., Professor, PhD, tpr_msmu@mail.ru Mining Institute, National University of Science and Technology "MISIS", Moscow, Russia,
Mustafin V.I., Lecturer, researcher, mustafin vi@mail.ru, Mining Institute, National University of Science and Technology "MISIS", Moscow, Russia.
Determined that the block and on full ore body capacity caving from the adjacent draw points with increasing volume zones by their mutual influence of displacement in the vertical and horizontal speed increases parish collapsed host rocks in the overlying production, the predominant influence on the trajectory of a piece of ore production has located below. The possibility of controlling the flow of ore zones by increasing the mutual influence of the workings, which minimizes the loss of useful component in uneven distribution of it in the ore body through judicious placement of the exhaust openings in the contour and out the contour of ore deposits. Developed computer program of the face draw simulation, which allows to speed up the examination of options for technological parameters collapsing blocks considering the motion path flows to adjust the position of ore producing mines with the possibility of extracting the dominant zones with high useful components and evaluation of technical and economic options for systems with caving ores and host rocks.
Key words: systems with caving ores and host rocks, the parameters of systems, physical modeling, computer simulation, the loss of ores, ore dilution, face draw, block (level) caving, sublevel caving.
REFERENCES
1. Malakhov G.M., Bezukh V.R., Petrenko P.D. Teoriya i praktika vypuska obrushen-noi rudy (Theory and practice of issuing ore caving), Moscow, Nedra, 1968, 311 p.
2. Kulikov V.V. Vypusk rudy (Issue ore), Moscow, Nedra, 1980, 303 p.
3. Kazikaev D.M. Geomekhanika podzemnoi razrabotki rud (Geomechanics of underground mining ore deposits). Edition 2. Moscow, Publishing House of Moscow State Mining University, 2009. — 542 p.
4. Imenitov V.R., Pepelev R.G. Osnovy nauchnykh issledovanii (Basic scientific research), Moscow, Typography Moscow Mining Institute, 1990, 92 p.
5. Agoshkov M.I. Tekhniko-ekonomicheskaya otsenka izvlecheniya poleznykh iskopaemykh iz nedr (Techno-economic evaluation of the extraction of minerals from underground), Moscow, Nedra, 1974, 312 p.
6. Savich I.N., Pepelev R.G., Gagiev T.A., Pavlov A.A., Mining Journal, 2009, No1, pp. 64 — 67.
7. Savich I.N., Pavlov A. A., Gagiev T.A. Gornyi informatsionno-analiticheskii byul-leten' (otdel'nye stat'i), 2010, no. 12, pp. 5—10.
8. Savich I.N., Gagiev T.A., Pavlov A.A. Gornyi informatsionno-analiticheskii byul-leten' (otdel'nye stat'i), 2010, no. 12, pp. 11—16.
9. Gagiev T.A. Gornyi informatsionno-analiticheskii byulleten' (otdel'-nye stat'i), 2010, no. 12, pp. 17—23.
10. Savich I.N., Mustafin V.I. Gornyi informatsionno-analiticheskii byulleten', 2013, no. 6, pp. 23-28.
11. Pavlov A.A., Mustafin V.I., Romanov V.A., Sukhov D.I. Gornyi informatsionno-analiticheskii byulleten' (otdel'nye stat'i), 2013, no. 4, 28 p.
