Развитие научно-методических и технологических основ разработки наклонных залежей со взрывной доставкой руды

Фаткулин, Анвир Амрулович

Бесплатный автореферат и диссертация по географии на тему
Развитие научно-методических и технологических основ разработки наклонных залежей со взрывной доставкой руды
ВАК РФ 11.00.11, Охрана окружающей среды и рациональное использование природных ресурсов

Автореферат диссертации по теме "Развитие научно-методических и технологических основ разработки наклонных залежей со взрывной доставкой руды"

На правах рукописи

ФАТКУЛИН Анвир Амрулович

АЗВИТИЕ НАУЧНО-МЕТОДИЧЕСКИХ И ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ ОСНОВ РАЗРАБОТКИ НАКЛОННЫХ ЗАЛЕЖЕЙ СО ВЗРЫВНОЙ ДОСТАВКОЙ РУДЫ

Специальности : 11.00.11 - Охрана окружающей среды и рациональное использование природных ресурсов; 05.15.02 - Подземная разработка месторождений полезных ископаемых

Автореферат диссертации на соискание ученой степени доктора технических наук

Владивосток -1998

Работа выполнена в Дальневосточном государственном техническом университете.

Научный консультант доктор технических наук,

профессор А. А. КАВТАСЬКИН

Официальные оппоненты :

доктор технических наук, профессор Г.Г. ЛОМОНОСОВ доктор технических наук В.Ф. МОРОЗ доктор технических наук А.И. АГОШКОВ

Ведущее предприятие - АО "Дальполиметалл" (г. Дальнегорск).

Защита состоится " 26 " марта 1998 г. в 10 час. на заседании дисс тационного совета Д 064.01.02 в Дальневосточном государственном технич ском университете: 690600, г.Владивосток, ул. Пушкинская, 33, ауд. Г-1.

С диссертацией можно ознакомиться в библиотеке Дальневосточного гс дарственного технического университета.

Автореферат разослан

Ученый секретарь диссертационного совета

О. А.Шереметински

ОБЩАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА РАБОТЫ

Актуальность работы. Рациональное использование недр невозможно без применения систем разработки, обеспечивающих максимально возможную юлноту выемки полезного ископаемого при минимальном уровне техногенного воздействия на окружающую среду. Особенно остро проблема выбора оптимальных вариантов технологии встает при все более широком вовлечении в жсплуатацию наклонных рудных залежей средней мощности, в которых нахо-щтся до 15 - 20 % запасов руд черных и цветных металлов. Традиционно, применяющиеся здесь системы разработки имеют ряд существенных недостатков. Сплошная и камерно-столбовая системы характеризуются высокими (до 35-40 '/о) потерями руды в целиках и повышенной опасность горных работ, так как поди находятся в открытом очистном пространстве. Этажно-камерная система ;опровождается высоким удельным расходом подготовительно-нарезных ра-5от. При этом значительное количество пустых пород от проведения выработок (до ВО -120 м3/ 1000 т руды) размещается на земной поверхности в отвалах, 1то негативно влияет на окружающую среду. При совместной выдаче пород с >удой возрастает конструктивное разубоживание, и, в итоге, увеличиваются шощади хвостохранилищ, что также ведет к увеличению загрязнения окру-кающей среды.

Снизить уровень техногенного воздействия на окружающую среду, повы-ить полноту извлечения руды, эффективность и безопасность отработки на-лонных залежей средней мощности позволяет применение технологии со ¡зрывной доставкой руды. Однако анализ практики работы рудников и проектах организаций показывает, что, несмотря на имеющиеся научно-технические юзработки, применение взрывной доставки сдерживается из-за отсутствия диного комплекса научно-обоснованных методических положений по ее про-ктированию, позволяющих определять рациональные параметры выемочных амер и панелей, выполнять расчеты буровзрывных работ, определять показа-ели извлечения руды и т.д. Создание такого комплекса методических положений и внедрение его в практику проектирования составляет актуальную про-лему, решение которой обеспечит реальную конкурентоспособность техноло-ии со взрывной доставкой руды и широкое применение ее в практике рудни-ов, что позволит улучшить состояние окружающей среды и повысить эффек-ивность и безопасность разработки наклонных залежей.

Целью исследований является разработка принципов и развитие методи-еских основ проектирования технологических схем выемки с применением зрывной доставки руды, обеспечивающих повышение полноты использования едр, снижение уровня техногенного воздействия на окружающую среду, по-ышение эффективности и безопасности подземной разработки наклонных за-ежей средней мощности,

Основная идея работы: полнота извлечения запасов руды и низкий уровень гхногенного воздействия на окружающую среду обеспечиваются за счет ра-иональных параметров выемочного участка и буровзрывных работ, принятых а основе единого методического подхода, заключающегося в том, что наклон-ый выемочный участок рассматривается как неоднородное по своим техноло-«ческим свойствам пространство, параметры которого частично обусловлены эрно-геологическими условиями, но в основном формируются посредством энструктивных элементов и зонального оперирования запасами руды.

Методы исследований: обобщение результатов научных исследований опыта взрывной доставки руды; аналитическое исследование и обоснован! зонального характера взрывной доставки руды в наклонном выемочном учас ке; лабораторное моделирование различных схем отбрасывания в замкнутс очистном пространстве; экспериментальные исследования в производственнь условиях; статистические методы обработки результатов исследований; си темное исследование технологических схем со взрывной доставкой руды; м тематическое моделирование.

Научные положения, защищаемые автором:

- комплекс разработанных методических положений по расчету и констру рованию технологических схем со взрывной доставкой руды обеспечивает ш рокое применение их в практике рудников, что ведет к снижение уровня техн генного воздействия на окружающую среду, повышению полноты извлечен! руды, росту эффективности и безопасности подземной разработки наклонив залежей;

- высокая степень регулирования дальности отбрасывания и полноты взры ной доставки руды обеспечивается применением конструктивных элемент! различного функционального назначения, формируемых в очистном простра стве;

- выбор оптимальных параметров технологических схем со взрывной до тавкой руды достигается на основе выделения по длине наклонного выемо ного участка зон, в пределах которых процесс отбрасывания руды характер зуется рядом отличительных признаков, определяющих различие в методи расчета параметров отбойки руды и показателей взрывной доставки в указа ных зонах;

- открытое очистное пространство смежной панели является фактором, с щественно влияющим на результаты взрывной доставки руды, что проявл ется в снижении дальности отбрасывания руды вследствие истечения газоо разных продуктов взрыва на границе раздела панелей, а также в уменыпен1 полноты доставки за счет заброса части отбитой руды в смежную панель.

Достоверность научных положений, выводов и рекомендаций подтвер: дается соответствием результатов теоретических, лабораторных и произво ственно-экспериментальных исследований, принятием разработанных метод] и технологических схем проекгно-исследовательскими, производственными научными учреждениями в качестве проектной документации, совпадешь результатов теоретических исследований с результатами промышленных исп! таний, полученных другими авторами, а также патентами на изобретения.

Научная новизна работы заключается в следующем:

- разработаны принципы проектирования технологических схем со взрывт доставкой руды и установлены новые зависимости, положенные в основу опр деления оптимальных вариантов технологии с учетом полноты использован недр, экологического и экономического ущерба от размещения отходов про! водства на земной поверхности;

- предложены новые конструктивные элементы технологических схем, обе печивающие повышение дальности отбрасывания и полноты взрывной доста ки руды; обоснованы рациональные параметры технологических схем и элементов в различных горно-технических условиях;

- предложен и обоснован метод зонального подхода к проектирован! взрывной доставки руды, позволяющий на основе различной схематизации у

ледуемого процесса в зонах определять рациональные параметры отбойки и юказатели извлечения руды при отработке наклонного выемочного участка;

- определены характер и степень влияния открытого очистного простран-тва смежной панели на показатели взрывной доставки руды: установлена за-исимость дальности отбрасывания от величины удельного расхода ВВ с уче-ом истечения газообразных продуктов взрыва на границе раздела панелей; ус-ановлена зависимость полноты взрывной доставки с учетом заброса части от-итой руды в смежную панель;

Научное значение работы состоит в разработке единых принципов и раз-итии научно-методических основ проектирования технологических схем со зрывной доставкой руды, обеспечивающих полноту использования недр и по-ышение экологической эффективности. Практическое значение работы состоит в :

- создании новых технологических схем разработки наклонных залежей со фывной доставкой руды, обеспечивающих высокую полноту извлечения полного ископаемого из недр и повышение безопасности очистных работ;

- уменьшении уровня техногенного воздействия на окружающую среду за ¡ет снижения обьема пустых пород, выдаваемых на поверхность;

- повышении эффективности разработки наклонных залежей за счет сниже-^я материальных и трудовых затрат на добычу;

- разработке и внедрении на предприятиях и в проектных организациях рас-:тных методик, позволяющих определять рациональные параметры отбойки оды, показатели взрывной доставки и размеры выемочных участков в различ-.ix горно-технических условиях.

Результаты исследований явились основой для разработки "Руководства и еменной инструкции по применению взрывной доставки руды на подземных дниках АО "Дальполиметалл", технических проектов, паспортов и рекомен-ций для отработки наклонных рудных залежей Урала и Дальнего Востока. Реализация результатов работы. Основные положения, расчетные методи-и технологические схемы использованы при проектировании опытно-про-ппленных блоков на ГБРУ, в АО "Дальполиметалл", в Лермонтовской ГРК, иняты в качестве проектной документации Институтом "Уралгипроруда", 'статутом горного дела ДВО РАН, Институтом горного дела Севера СО РАН, ЮТ "Союзнеруд", АО "Бор", госпредприятием "Дальметаллпроект", инсти-гом "ДальвостНИИпроект", АОЗТ "Горняк", "Полиметалл", ассоциацией МС ("Рациональное использование минерального сырья"), Хрустальненсксй К, АО "Солнечный ГОК", АП "Нижнеамурзолото", Дальневосточной горно-юительной компанией, Уссурийским специализированным управлением тре-i "Союзвзрывпром", внедрены в учебный процесс ДВГТУ, МГТУ, МГМА, ТУ, КГАЦМиЗ, СКГТУ, ИрГТУ, ЧГТУ, ЯГУ, включены в информационный этфель в области высоких технологий международной программы Интер-ННЕКТ.

Диссертационная работа включает результаты исследований, выполненных ором с 1981 по 1997 гг. в рамках научно-технических программ "Дальне-точный экономический регион" (№ гос.регистрации 01.9.30 009288), "Тех-геские университеты" (№ гос.рег. 01.9.40 000141), госбюджетной темы тгимизация и расчеты с применением ЭВМ параметров технологических щессов при разработке месторождений" (проблема САПР Минвуза РФ), ря-хоздоговорных тем с предприятиями черной и цветной металлургии (№

гос.рег. 81095506, 80003996, 01850075793), на основе договоров о творческо] содружестве, а также в рамках работы "Развитие научно-методических осно разработки рудных месторождений с применением кинетической энерги взрыва" (по гранту Губернатора Приморского края).

Апробация работы. Основное содержание работы, а также отдельные пс ложения докладывались и были представлены: на кафедре "Технология, мехг низация и организация подземной разработки руд" - Москва, МГГУ, 1982-8 г.г.; на республиканской научно-технической конференции "Совершенстве вание технологии и механизации добычи полезных ископаемых" - Тбилиа

1984 г.; на Всесоюзной научно-технической конференции "Перспективы ра; вития технологии подземной разработки рудных месторождений" - Москв;

1985 г.; на научно-технических конференциях ДВГТУ - Владивосток, 1985-9 г.г.; на кафедре "Разработка месторождений полезных ископаемых" - Влад* восток, ДВГТУ, 1994-96 г.; на Международной конференции "Экология безопасность жизнедеятельности. Общие проблемы" - Владивосток, 1994 г.; и конференции "Экологические проблемы горного производства, переработка размещение отходов" (секция "Подземная разработка месторождений и окрз жающая среда") - Москва, МГГУ и ИПКОН, 1995 г.; на научно-техническо семинаре ассоциации РЙМС - Владивосток, 1995 г.; на П Тихоокеанской ко* ференции "Инженерные решения проблем экологии прибрежных pemonoi Безопасность жизнедеятельности" - Владивосток, 1995 г.; на научном симпс зиуме "Неделя горняка - 97" - Москва, 1997; на 51 Международной научне технической конференции молодых ученых с участием студентов, аспирантов докторантов - Санкт-Петербург, 1997; на Ш Международной научной конф< ренции "Комплексное изучение и эксплуатация месторождений полезных и< копаемых" - Новочеркасск, 1997; на технических совещаниях работников roj норудной промышленности и проектных организаций (ГБРУ, АО "Даш полиметалл", институт "Уралгипроруда", госпредприятие "Дальметаллпр( ект"и др.). Методические положения по конструированию и расчету технолс гических схем со взрывной доставкой руды одобрены Приморским округо Госгортехнадзора России.

Публикации. Основные положения диссертации отражены в 41 печатно работе автора, включая монографию, 2 учебных пособия, инструкцию, сборни Методических положений, альбом технологических схем и 4 патента на из< бретения.

Объем и структура работы. Диссертация состоит из введения, шести гла заключения и списка использованной литературы из 216 наименований; изл< жена на 430 страницах машинописного текста, включая 101 рисунок и 43 та( лицы. Приложения представлены в конце диссертации на 66 страницах.

Автор приносит глубокую благодарность научному консультанту, доктор технических наук, профессору Кавтаськину A.A., доктору физико-матемап ческих наук, профессору Осуховскому В.Э., доктору технических наук, npi фессору Жукову A.B., инженерно-техническим работникам горных предпр] ятий, проектных и научно-исследовательских организаций за помощь и вним; ние, оказанные при выполнении работы. Особая признательность - кандидат технических наук, доценту Кузнецову П.А. (МГТУ) за формирование научны интересов автора в избранном направлении.

ОСНОВНОЕ СОДЕРЖАНИЕ РАБОТЫ

Глава 1. Разработка наклонных залежей со взрывной доставкой

руды: состояние вопроса и основные задачи исследований

Применение взрывной доставки руды рассматривается как перспективное управление повышения эффективности разработки наклонных залежей сред-1ей мощности, позволяющее снизить уровень техногенного воздействия на ок-ужакяцую среду, улучшить показатели извлечения руды, значительно сокра-ить затраты на подготовительно-нарезные работы, повысить безопасность руда подземных рабочих. Технологические схемы со взрывной доставкой ру-ы соответствуют принципам малооперационности и малоотходности, способ-твуют повышению концентрации горных работ и интенсивности отработки [есторождения.

Основы теории и практики взрывной доставки руды базируются на фунда-ентальных исследованиях в области теории и практики взрывных работ, вы-олненных К.К. Андреевым, Ф.А.Баумом, А.Ф.Беляевым, О.Е.Власовым, Г.П. .емидюком, М.М.Докучаевым, М.Ф.Друкованным, И.Е.Ерофеевым, Э.И.Ефре-овым, Я.Б.Зельдовичем, В.Р.Именитовым, Л.Я.Компанейцем, Б.Н.Кутузовым, >.И.Кучерявым, М.А.Лаврентьевым, Н.В.Мельниковым, В.Н.Мосинцом, Г.И. окровским, М.А.Садовским, Н.Н.Семеновым, К.П.Станюковичем, А.Ф.Суха-звым, А.Н.Ханукаевым, А.А.Черниговским, Б.М.Шехтером и другими учены-и. Непосредственно вопросам взрывной доставки руды на подземных рудни-IX посвящены исследования А.П.Артеменко, А.В.Балдина, Д.М.Бронникова, .И.Бурцева, A.C. Гринблата, В.И.Губкина, С.Л.Иофина, Е.Б. Исабекова, С.Н. статкова, В.А.Курского, Г.Н. Медведева, В.В.Михайлова, В.В.Набатова, .В.Рубцова, Д.С.Стефанова, B.C. Уралова, В.А.Щелканова, Л.А.Якушева и >угих ученых. Ими установлено влияние основных горно-технических факто->в (угла наклона и мощности рудных тел, параметров буровзрывных работ, сковатости отбитой руды, компрессии воздуха в изолированных камерах и |.) на дальность отбрасывания и полноту взрывной доставки руды, предло-:ны технологические схемы и расчетные формулы, определены область при-;нения и пути развития взрывной доставки.

Анализ состояния минерально-сырьевой базы России и стран СНГ показы-ет, что число наклонных залежей на рудных месторождениях исчисляется тнями, суммарные запасы руд черных и цветных металлов в этих залежах со-авляют не менее 15-20 %. Применение же взрывной доставки руды при подиной разработке наклонных залежей в настоящее время весьма ограничено. |айне редко технологические схемы со взрывной доставкой руды выступают к конкурентоспособные при выполнении проектных работ. Анализ практики, современной теоретической и методической базы позво--Т выявить факторы, сдерживающие более широкое применение взрывной ставки руды: разобщенность рекомендаций; расхождение расчетных данных )еальными; отсутствие или слабое развитие важнейших методик: определе-я параметров отбойки, дальности отбрасывания руды, полноты взрывной лавки, показателей извлечения и других; не исчерпаны возможности приме-1ия конструктивных элементов, повышающих эффективность взрывной дос-.ки; не разработаны их рациональные параметры. Отмеченные факторы и ib работы определили следующие основные задачи исследований:

- обобщение и анализ экологических и экономических показателей практи ческого применения технологии со взрывной доставкой руды на отечественны) и зарубежных рудниках;

- обобщение и анализ существующих научно-методических основ проекта рования технологических схем со взрывной доставкой руды;

- аналитическое исследование процесса взрывной доставки руды с yчeтo^ новых, влияющих на результаты взрывной доставки факторов; установлен» расчетных зависимостей дальности отбрасывания и полноты взрывной достав ки руды от основных влияющих факторов;

- проведение производственных и лабораторных исследований;

- развитие существующих и разработка новых принципов проектирования обеспечивающих принятие оптимальных решений;

- создание новых технологических схем разработки наклонных залежей сс взрывной доставкой руды;

- разработка комплекса методических положений по исследованию, проек тированию и практическому применению взрывной доставки руды;

- оценка исследуемой технологии по ресурсосберегающим факторам и срав нительному уровню безопасности горных работ;

- технико-экономическая и экологическая оценка результатов исследования.

Глава 2. Комплексное исследование теоретических основ взрывной доставки руды

Анализ современных теоретических представлений о механизме отбрасы вания руды при взрывной доставке и сопоставление расчетных данных с прак тическими выявили следующее противоречие. С одной стороны, расчетные по казатели взрывной доставки (дальность отбрасывания и полнота доставки) воз растают с увеличением удельного расхода ВВ. С другой стороны, практик; рудников показывает, что при значительном расстоянии взрывной доставкз увеличение удельного расхода ВВ не обеспечивает требуемого приращения е< показателей. Указанное противоречие может быть разрешено с позиций ново! схемы отбрасывания - с криволинейной поверхностью газовой полости, кото рая формируется при высоком удельном расходе ВВ. В этом случае имеет ме сто радиальный разлет кусков руды, что в замкнутом очистном пространств! ведет к снижению дальности их отбрасывания.

Эта особенность положена в основу зонального подхода к проектировании взрывной доставки руды. Сущность данного подхода заключается в том, что ш длине наклонной камеры (панели) выделяют зоны, в каждой из которых про цесс взрывной доставки характеризуется отличительными признакам! (рис.2.1). Первая зона ( I) граничит с краем рудоприемных выработок и руд; при взрыве полностью отбрасывается в последние. Удельный расход ВВ в это! зоне принимают с учетом требуемого качества дробления руды. Параметры от бойки постоянны. Первая зона может быть использована доя производств; опытных взрывов с различными удельным расходом ВВ и расположение!* взрывных скважин, что важно для прогнозирования взрывной доставки руды и: удаленных слоев.

Вторая зона ( П ) характеризуется возможностью устойчивого регулирова ния показателей взрывной доставки руды путем изменения параметров отбой

к. Расчетная схема здесь основана на принципе плоскопараллельного выбро-ä, согласно которому слой отделяется от массива по линии заложения зарядов В, а в период разгона все куски руды приобретают направление движения по ормали к забою и далее перемещаются к рудоприемным выработкам по па-ишельным баллистическим траекториям.

Третья зона ( Ш ) характери-?ется значительным удалени-.1 отбиваемых слоев от рудо-эиемных выработок. В связи с дсоким удельным расходом В схема отбрасывания услож-гется криволинейной поверх-)стью передней стенки газо-ш полости в момент своего 1ксимального расширения, ри этом куски руды выбрасы-1ются не параллельно друг >угу, а веерообразно, вследст-ie чего кинетическая энергия 1сти из них гасится при со-[арении со стенками камеры, о ведет к снижению полноты ютавки и быстрому нараста-1Ю остатка отбитой руды на чве очистного пространства. На рис.2.2 представлены графики изменения длин зон в зависимости от »щности и угла падения залежей, полученные автором расчетным путем для ловий Гороблагодатского железорудного месторождения. Длина III зоны оп-делена, с одной стороны, как оптимальная ( /30pt) из условия Зд + Уц — min, е 3д - затраты на очистную выемку, Уп - экономический ущерб от потерь ру-[ на подошве очистного пространства, с другой стороны, длина данной зоны раничена по допустимой площади обнажения ( /зд ). На основе зонального дхода обосновываются размеры выемочного участка в целом, определяются раметры отбойки и показатели извлечения руды в конкретных условиях. Прогрессивным направлением в совершенствовании технологических схем взрывной доставкой руды является применение панельной выемки, когда клонные камеры отрабатываются несколькими панелями без оставления ме-у ними целиков (рис.2.3). Сюда же относится технология сплошной выемки, и которой этажи, подэтажи или блоки большой длины отрабатываются тошным фронтом без оставления междукамерных целиков с последующим эушением пород висячего бока. Вариант данной технологии был внедрен и хпедован на шахте "Северная" ГБРУ при непосредственном участии автора бота выполнена на кафедре ТПР МГГУ).

Важная особенность панельной выемки состоит в том, что послойная от-1ка руды производится на две обнаженные поверхности. С учетом этого ме-изм работы взрыва на выброс представляется следующим образом. Слой ;ы после отрыва от массива разгоняется под действием давления газообраз-к продуктов взрыва, достигает начальной скорости в момент выравнивания ления газов с атмосферным давлением и далее движется под действием сил

Рис.2.1.Схемы отбрасывания руды в различных зонах по длине камеры

инерции. Дальность отбрасывания руды возрастает с увеличением начальной скорости ее движения. В свою очередь, начальная скорость зависит от величины давления продуктов взрыва в момент отрыва слоя руды от массива. При отбойке на две обнаженные поверхности в период разгона отбитого слоя на контакте расширяющейся газовой полости с примыкающим очистным пространством будет происходить истечение газообразных продуктов взрыва в смежную отработаную панель. Это ведет к быстрому падению их давления в газовой полости и, соответственно, к снижению начальной скорости движения слоя. В результате уменьшается дальность отбрасывания отбитой руды.

/зопт-м ¿Зд. м (по 5доп )

А - мощность залежи; а - угол падения

Другая важная особенность панельной выемки заключается в том, что часть руды при отбойке забрасывается в очистное пространство смежной панели и, вследствие этого, не попадает в рудоприемные выработки. Это влечет за собой снижение полноты взрывной доставки руды.

В настоящей работе выполнено аналитическое и экспериментальное исследование влияния истечения газообразных продуктов взрыва в примыкающие. 2.3. Схема отработки участка смежными шее очистное пространство танелями со взрывной доставкой руды: 1 - отби- смежной панели на дальность заемын слой; 2 - газовая полость; 3 - места ис- отбрасывания отбитой руды, гечения продуктов детонации ВВ; 4 - направле- Аналитическое исследование

выполнено с использованием общеизвестных газовых законов

ше полета отбитой руды; 5 >удоприемные выработки

зона заброса; б -

i законов механики. С учетом ряда допущений получена формула для опреде-[ения начальной скорости отбрасывания руды:

Vo = кикив ((Wpr)-1 (5Рох0(1 - (х</хР)0Л) - 2Р0(хрг х0)) +

+ 2g (sin а - frpeos а)(хР - х0))0 5 + VB , (2.1)

де кц и кив - коэффициенты, учитывающие истечение газообразных продук-ов взрыва, соответственно, в очистное пространство смежной панели и через уровую выработку; W - линия наименьшего сопротивления, м; p¡> - плот-ость руды, кг/м3; Р0 и Хо - соответственно, давление продуктов взрыва и_ши-ина газовой полости в момент отрыва слоя руды от массива, Па и м; 1'0 -гмосферное давление, Па; хР - путь разгона отбитого слоя.м ; g - уско-гние свободного падения, м/с2 ; ОС - угол наклона рудного тела, град.; fTP -ээффициент трения отбитой руды; У'в - скорость отбиваемого слоя в волно-ж фазе взрыва, м/с.

Коэффициент кц определяется из выражения:

ки = ехр

~iJm fjTffidt

(2.2)

leB - ширина выемочной панели, м; R - универсальная газовая постоянная, ж моль"1 К"1; ц - молярная масса продуктов взрыва, кг/моль; tp - время раз-на, с.

При ширине панели 30 м и времени разгона отбитого слоя руды 0.018 с рас-тное значение коэффициента кц равно 0.66.

Зависимость температуры продуктов взрыва T(t) в газовой полости от вре-яи t для условий Горо благо датского месторождения при использовании в честве ВВ граммонита 79/21 имеет вид: Т (t) =40 + io3 l6"30 9it.

Для определения значений коэффициента кцв в работе получены формулы для центрального и флангового расположения бурового восстающего, учитывающие различную степень его заглубления в подстилающие породы.

Из формулы (2.1) следует, что в конкретных горно-технических условиях начальная скорость отбрасывания зависит, главным образом, от величины давления продуктов взрыва в момент отрыва слоя руды от массива. На основании графического метода (В.А.Горбунов) нами получено уравнение, которое позволяет расчетным путем (с применением методов приближенных вычислений) находить значение Ро:

1.4

5350=0

(2.3)

den ЕА

где А - плотность заряжания, г/см3; v - коэффициент Пуассона; а - расстояние между скважинами, м; <Jck - диаметр скважин, м; Е - модуль упругости, кг/см". Расстояние между концами скважин при веерном расположении:

а = (1.75 еввч) / (q WpP), (2.4)

где евв - количество ВВ в 1 пог.м скважины, кг; 77 - коэффициент заполнения скважин.

Дальность отбрасывания X, или суммарный путь перемещения отбитой руды от забоя до конечного положения ее в очистном пространстве, состоит из трех участков, длина которых определяется в соответствии с принятой расчетной схемой отбрасывания в той или иной зоне:

X = Xj+X2+X3, м, (2.5)

где X¡ - расстояние, на которое сместился центр элементарного объема отбитого слоя руды за период разгона; Х2 - дальность перемещения по воздуху; Хз - дальность перемещения по почве очистного пространства.

Составляющие дальности отбрасывания при плоскопараллельном выбросе: Хш = хР+ 0.5 W; (2.6)

К2 , ■ Г~2 Th ч h

-2—(sma+ sm а + —~- ) + -tga

g V Г cosa 2

(2.7)

X¡n — hn

0.5rj'[VKcos(ß-a)

(нрс)' [с + (l - /?3 )(/0 h0p0g cos а + с0)

cos а - sin

а)'

(2.8)

где Л - высота отбиваемого слоя, м; Ук - конечная скорость падения кусков на почву залежи, м/с; р - угол встречи падающих кусков с горизонтальной плоскостью, град.; рс - плотность руды в разрыхленном состоянии, кг/м3; с - сила сцепления между кусками руды в основном навале, Па; Н - средняя высота на вала отбитой руды, м; у/- коэффициент, учитывающий сопротивление воздуха Г] ' - коэффициент, учитывающий снижение дальности скользящего перемеще ния вследствие потерь энергии на соударение и разрушение кусков при полете П} -доля площади, на которой произведена зачистка;^ - коэффициент внутрен него трения в руде, находящейся в остатке; ро - плотность руды в остатке.

/м3; А о - средняя высота слоя остатка, вовлеченного в движение, м; с0 - сила епления в руде, находящейся в остатке, Па.

Координаты головной и хвостовой частей навала рассчитываются с учетом зницы скоростей и углов встречи с поверхностью почвы (Ук , р ) кусков, от-ггых из различных по высоте частей слоя, по формуле (2.8) из условий: Хзгол (Ук> Р пРи №2 = т, где т - мощность залежи );

Хзхв=1(Ук=У0,Р=а, Л = 0). (2.9)

Конечная ширина навала

а>к ~ со + (Хзгол - Хзхв) , г со- расчетная ширина навала по завершению второй стадии отбрасывания. При криволинейной поверхности газовой полости (отбойка в третьей зоне):

Х,к = (Як + 0.5УГ)со*0 - Як + ик; (2.10)

Хгк = 0.5 (Хщах - хщт) , (2.11)

: хКк1ЛХ и Хкмт - координаты, соответствнно, головной и хвостовой частей ювного навала, м; Як - радиус кривизны газовой полости, м. Координата головной части навала руды определяется как максимальная из гх значений: х/дш: и х"щах ■ Для частиц центральной части слоя, имею-х наибольшую скорость отбрасывания, дгщау определяется по формуле ').■ Для частиц в верхней части слоя, отбрасываемым по оптимальной балли-ческой траектории (по касательной к кровле)

х"кшх= V

cosa

(2.12)

(Piopt - оптимальный угол выброса, град.; Z/ - горизонтальная составляю-г дальности отбрасывания во второй фазе, м. координата хвостовой части

Хкмш = 2 vjsin a/g, (2.13)

Vj„ - скорость отбрасывания кусков руды, отбитых из нижней (на контакте >дошвой) части слоя, т.е. при максимальном Щ .

Дальность перемещения по подошве очистного пространства Хзк опреде-•ся по формуле, аналогичной (2.8). Отличием является меньшее значение [)фициента т) ( а 0.65 - 0.75), а также то, что конечная скорость Vkk и угол ечи Рк определяются при Vo = Vt, где У/ - скорость выброса i -го участка [, летящего по оптимальной траектории.

[тоговая дальность отбрасывания руды (с учетом экцентриситета центра :сти навала)

ХИ=Х ± 0.5 Хсок , (2.14)

Я - коэффициент, характеризующий смещение центра тяжести навала от-тельно его геометрического центра (Л принимает значения от 0 до 0.25). о вышеприведенным формулам в работе выполнены соответствующие еты для условий месторождений Урала и Дальнего Востока. Установлено, штенсивность приращения дальности отбрасывания в третьей зоне умень-ся с ростом удельного расхода ВВ в логарифмической зависимости, что етельствует об ограничении возможности взрывной доставки с техниче-стороны.

В работе выполнено аналитическое исследование механизма приращения дальности отбрасывания руды при концентрации ВВ в нижней части отбиваемого слоя, а также разработана методика рачета сетки скважин с учетом их сгущения в нижней части слоя. В этом случае центр масс заряда смещается вниз в плоскости его расположения на величину ЛИ (рис.2.4). При этом криволинейная поверхность газовой полости несимметрична центральной оси и смещена наиболее широкой своей частью вниз, что "выпрямляет" фронт выброса руды, отбитой из нижней части слоя. Вледствие этого скорость и направление движения руды здесь становятся более оптимальными, чем при отбойке с равномерным расположением скважин. Величина радиуса кривизны газовой полости в этом случае определяется из выражения:

(2.15)

где и, - усредненная ширина газовой полости на контактах со стенками очистного пространства, м.

Расчеты показывают, что при сгущении скважин в нижней части слоя Яй > Як , где Шк - радиус кривизны при равномерном размещении скважин Таким образом, обеспечивается также более плоский фронт выброса отбито? руды для всего слоя, что способствует увеличению дальности отбрасывания ( более компактному расположению основного навала руды. Количество сква жин в зоне сгущения определяется графически или по формуле:

к.

ГоЖ

VасрХ

(2.16)

где аср - среднее расчетное расстояние между концами скважин, м; % - пока затель сгущения (определяется по результатам опытных взрывов).

В работе выполнен аналитический расчет полноты взрывной доставки руды. Под полнотой понимаем отношение массы руды, отброшенной в зону влияния рудо-приемных выработок (или механизированных средств доставки), к общему количеству ее, отбитой в слое. Расчет выполнен по двум алгоритмам: для компактного навала с выраженным криволинейным контуром (характерно для второй зоны) и для плоского навала, который имеет место при ведении очистных работ в третьей зоне. 14

Рис.2.4. Схема к определению максимального угла выброса руды в нижней части слоя при сгущении скважин

¡счетные формулы позволяют определять долю руды, не доставленной взры->м в рудоприемные выработки как для отдельного слоя, так и в целом для ка-зры (панели) юти ее части. При этом обоснованно решается вопрос о целесо-5разности зачистки остатка руды и выборе способа зачистки.

Результаты выполненных теоретических исследований положены нами в ;нову методик расчета взрывной доставки руды и обоснования параметров хнологических схем.

Глава 3. Экспериментальные исследования взрывной доставки руды

Экспериментальные исследования проведены в лабораторных и производст-нных условиях. Перед лабораторным исследованием были поставлены цели: проверка положения о влиянии радиальности выброса частиц отбитой руды i дальность ее перемещения в замкнутом очистном пространстве; б) установ-ние характера зависимости дальности отбрасывания от величины кинетиче-ой энергии, полученной материалом в момент воздействия ударной нагрузки; установление характера формирования и параметров навала отбитой руды in различных схемах отбрасывания ( с плоскопараллельным выбросом и с иволинейной поверхностью газовой полости ).

В качестве метода исследования принято физическое моделирование. Дан-1Й метод развивали и успешно использовали при моделировании процесса ремещения руды взрывом А.В.Балдин, Л.И.Бурцев, В.Р.Именитов, B.C. Ура-в, Г.Н.Медведев, В.А. Щелканов, СЛ.Иофин, В.В.Михайлов, В.Г.Орт, А.Мамсуров, Е.И.Панфилов, С.С.Арзуманян, Л.А.Якушев и другие ученые, лыпинством из них была принята техника взрывного моделирования, при горой взрываемый массив воспроизводят с помощью эквивалентных мате-алов. Обязательным условием здесь является соблюдение масштабов дина-[ческого подобия, в частности, масштабов плотности и прочности. Однако известно, что взрывное моделирование при малых геометрических сштабах (1:50 и менее) ведет к необходимости использования заведомо низ-прочных материалов с преобладающими пластическими свойствами, что не зактерно для большинства горных пород и руд. В этом случае целесооб-¡ным и возможным является применение ударной нагрузки, моделирующей ханическое действие взрыва (В.В.Андреев, Г.М. Бурмин и др.). В настоящем исследовании механическое действие взрыва по разрушению и зрасыванию слоя эквивалентного материала моделируется посредством арной нагрузки. При этом отбрасываемый слой представлен совокупностью 1ных по размерам частиц крепкого натурного вещества (горной породы и ру-), слабо сцементированных менее прочным веществом - цементным мо-<ом.

Физическая модель представляет собой массивный короб, устанавливаемый слонно. Линейный масштаб моделирования 1:50. Размеры очистного про-анства "в свету" составляют 2.0x0.5x0.2 м, что в натуре соответствует длине 1еры 100 м, ширине 25 м, высоте 10 м. Толщина слоя эквивалентного мате-ша в модели 0.05 м. Нанесение удара производится массивным металличе-[М шаром (7.85 кг), который разгоняется по наклонной направляющей. Энер-удара на слой передается через передаточный элемент - жесткую металли-кую пластину. При этом, в соответствии с целями моделирования, исполь-али две формы передаточного элемента: плоскую и криволинейную.

В работе выполнено обоснование критериев геометрического, кинемати ческого и динамического подобия согласно положениям теории механическоп подобия Ньютона. Начальную скорость отбрасывания слоя рассчитывали п< формуле:

_ \тшУк2 - 2 Еу ~Ус Уо'1 тс(ки + 1) ' <31

где тц] - масса шара, кг; Ук - скорость шара в момент удара, м/с; Еу - удельна энергоемкость разрушения материала, Дж/м3; тс - масса слоя, кг; км - коэффи циент, равный отношению массы передаточного элемента к массе слоя.

Проверку правильности принятых масштабов моделирования и расчетны формул производили согласно оценочному критерию: Кп = 0.03 - 0.06 (М.£ Бронников, Л.И Бурцев, Г.Н.Медведев), где Кп - коэффициент, учитывающие долю энергии взрыва, затрачиваемой на перемещение руды в реальных услс виях. Величину Кп определяли по формуле:

тс У02

Кп~ 2 Э О С >

-'вв *£вв £

где ЭВв - полная идеальная работа взрыва, Дж/кг; (Звл - количество ВВ для от бойки и отбрасывания одного слоя, кг; Се - масштаб моделирования для кине тической энергии (СЕ — 0.024).

Значения Кп в условиях нашего моделирования составили 0.035 - 0.045, чт свидетельствует об эквивалентности величины кинетической энергии отбрась ваемого слоя в модели доле кинетической энергии взрыва, затрачиваемой н перемещение отбитой руды в реальных условиях.

Разработаны техника эксперимента, включающая ряд оригинальных ресш ний, и расчетные алгоритмы по обработке опытных данных. В результате лг бораторных исследований установлены зависимости дальности отбрасывания. от начальной скорости отбрасывания Уо (рис.3.1 ). Расчетные кривые пост роены для условий: И = 10 м, а — 21й, Ж = 2.5 м. Анализ характера кривы подтверждает положение о влиянии криволинейности газовой полости на даш ность отбрасывания руды. В схеме с радиальным выбросом с увеличением 1 интенсивность прироста дальности отбрасывания снижается практически д нуля. Об этом свидетельствует и положение контрольной точки Вк, полученно в эксперименте при длине разгона шара 5 м. При этом величина Ус в модел составила 4.04 м/с, что соответствует скорости в натурных условиях 28.6 м/с.

Получены экспериментальные зависимости дальности отбрасывания X с величины удельной кинетической энергии Еук, переданной слою. Указании зависимости близки по характеру к логарифмическим, что позволяет сделат вывод о снижении интенсивности приращения X при возрастании Еук как пр плоском, так и при криволинейном фронте отбрасывания. Причем при увел; чении Еук относительное приращение дальности отбрасывания в первом случг выше на 18 - 25 %, чем во втором.

Установлены закономерности формирования навала и изменение его пар; метров при изменении величины Еук. При радиальном выбросе материала ш\ рина навала (размер по падению) на 15 - 35 % больше, чем при плоском фронт отбрасывания. Интенсивность приращения ширины навала при увеличении Е] также выше в случае радиального выброса.

м Хм, м

В результате лабораторного исследования установлено, что при плоском фронте отбрасывания частицы из верхней части слоя располагаются преимущественно в головной части навала, а частицы из нижней части слоя - в хвостовой части навала. При увеличении удельной кинетической энергии Еук подобное распределение частиц сохраняется, несмотря на увеличение дальности отбрасывания Хи ширины навала т.

При радиальном выбросе уже при начальном значении Еук распределение частиц из верхней части слоя имеет тенденцию к смещению к центру навала. При увеличении кинетической энергии в 3.8 раза частицы из верхней части слоя распределяются практически равномерно по всей длине навала. Частицы же из нижней части слоя при радиальном выбросе устойчиво располагаются в хвостовой части навала независимо от величины удельной кинетической энергии. Полученные результаты подтверждают положение о существенном влиянии замкнутого очистного пространства на дальность перемещения частиц, отбитых из периферийных участков (верх и низ), что в целом сокращает общую дальность отбрасывания и увеличивает ширину навала.

Перед производственно-экспериментальным исследованием были постав-пены цели: а) проверка результатов аналитического определения дальности от-эрасывания руды с учетом истечения продуктов взрыва при отбойке на две обгаженные поверхности; б) установление рационального расположения скважин ю высоте отбиваемого слоя по условию наибольшей дальности отбрасывания зуды; в) изучение явления заброса отбитой руды в очистное пространство :межной панели и определение полноты взрывной доставки с учетом потерь в юне заброса. Экспериментальные работы проводились на шахтах ГБРУ "Северная" и "Валуевская"), часть наблюдений выполнена на руднике "Глу-юкий" ПО Ачполиметалл, на рудниках "Садовый" и "Николаевский" АО ](альполиметалл.

80- 1.6

70- 1.4

60- 1.2

50 ■ 1.0

40- 0.8

зо- 0.6

20- 0.4

10- 0.2

0 0

** _

\ \

Г 2

/С у. -

1.5 —г-

2.0 г 1

2.5

Упм- м/с

'он>

7.1 10.6 14.1 17.7

Рис.3.1. Зависимость дальности отбрасывания материала X от начальной скорости У0: индексы ним — натурные условия и в модели; сплошные линии -— расчетные, пунктирные — экспериментальные; 1 и Г — для схемы с плоскопараллельным выбросом; 2 и 2' — для схемы с радиальным выбросом

На шахте "Северная" отработан опытный блок № 2 гор. О м. Угол наклона залежи в пределах блока 32 , средняя мощность 10 м. Крепость руды 8 - 10 по шкале проф. М.М.Протодьяконова, породы висячего бока средней устойчивости. Верхняя камера блока отработана с применением взрывной доставки руды посредством выемки двух панелей. Длина панелей по падению - 42 м, ширина каждой - 30 м. Руду отбивали послойно веерными комплектами скважин диаметром 105 мм. Л.н.с. изменяли с увеличением расстояния доставки от 2.2 до 1.8 м, удельный расход ВВ на отбойку - от 0.45 до 0.78 кг/т. Взрывание скважин в веере мгновенное, в качестве ВВ применяли граммонит 79/21. Порядок очистных работ, параметры отбойки и показатели взрывной доставки руды определялись по разработанной автором методике.

1 г

¡¡г Оо ^

у йАЛ 2 2'

На рис. 3.2 приведена зависимость дальности отбрасывания отбитой руды от удельного расхода ВВ, построенная по экспериментальным данным. Как видно из графика, опытные кривые хорошо согласуются с аналитической зависимостью (сплошные линии) - отклонение не превышает 15%.

Рациональное значение показателя определяющего интенсивность сгущения

0.4 0.5 0.6 0.7 0.8 0.9 Ч, кг/т Рис.3.2. Зависимость дальности отбрасывания руды X от скважин в нижней час-удельного расхода ВВ на отбойку д: 1 и Г - отбойка на ™ веера, устанавлива-одну обнаженную поверхность; 2 и 2' - отбойка на две об- ли п° результатам наженные поверхности (сплошные линии - расчетные, опытных взрывов при пунктирные - экспериментальные) оформлении подсечно-

го пространства в камерах опытного блока. Условия отбойки руды соответствовали условиям при выемке наклонных очистных панелей. Дальность отбрасывания определяли как средневзвешенную величину из выражения:

м,

(3.3)

где г, , г2 ,

"г - расстояние от очистного забоя до центра рудоприемных выработок, м; £?;, , ... Qz - количество руды, выданной из первого, второго, ..., г - го выпускного отверстия, т; <2от - количество руды, отбитой в слое, т. Значения показателя х в опытных взрывах определяли по формуле:

1 к' а.

X = -рп—ti-Z-f. 3.4)

где к'- количество скважин в нижней части веера, расстояние между которыми меньше, чем аср.

При постоянном удельном расходе ВВ наибольшие значения дальности отбрасывания были достигнуты при % = 0.23. Это значение было использовано при выборе параметров отбойки в очистных панелях опытного блока, рекомендовано для расчета сетки скважин в блоке № 3 гор. 0 м шахты "Северная", принято при обосновании системы со взрывной доставкой руды в условиях рудника "Николаевский" и рудника "2 Советский" АО Дальполиметалл.

Экспериментальные исследования заброса руды были проведены в подготовительно-нарезных выработках на шахтах ГБРУ. При послойной отбойке руды шпуровыми зарядами изменяли расстояние между шпурами а и линию наименьшего сопротивления W. Количество отбитой руды Qs , разместившейся в зоне заброса, определяли посредством измерения линейных параметров навала и в процессе скреперования. Относительное количество руды в зоне заброса оценивали показателем заброса <%, который определяли по формуле:

¿} = <2з/<2от. (3.5)

В результате статистической обработки опытных данных получены следующие уравнения связи:

<% = 0.017+ 0.432 W; г = 0.92; d = 0.84 0з = 0.242- 0.103 а \ г = 0.28; d = 0.08 (3.6)

где г и d - коэффициенты, соответственно, корреляции и детерминации.

Анализ уравнений (3.6) показывает, что наблюдается тесная связь показателя заброса с величиной л.н.с. IV и незначительная связь с расстоянием между зарядами а.

Исследование заброса руды при скважинной отбойке проводили при отработке второй панели опытного блока. В результате исследований получена эмпирическая формула:

<2з- 4 w2 h рр, т, (3.7)

где 4 - коэффициент пропорциональности (в условиях Гороблагодатского месторождения и близких им при диаметре скважин 105 мм £ s 0.86).

Так как количество отбитой в слое руды Qor = В Wh рр , то с учетом выражения (3.7) показатель заброса равен:

Ó3 = 4W/B. (3.8)

Из выражения (3.8) следует, что относительное количество руды, забро-ленной в примыкающее очистное пространство, возрастает с уменьшением пирины выемочной панели и увеличением л.н.с. При ширине панели 10 -15 м ггбойку руды целесообразно производить при небольших значениях л.н.с. Та-:ие значения л.н.с., как показывает практика, характерны при применении кважин уменьшенного диаметра (51 - 65 мм). При ширине панели 35 - 40 м юказатель заброса незначителен даже при относительно больших значениях ;.н.с. - 2.5 - 3.0 м. В этом случае отбойку руды следует вести с применением кважин увеличенного диаметра ( > 90 мм).

р. %

100

А й^г Д л

о • .2 • \

Ч|

0 Ю 30 1Д

Рис.3.3. Зависимость полноты взрывной доставки торых

На рис. 3.3 представлена зависимость полноты взрывной доставки руды р от расстояния от очистного забоя до рудоприемных выработок Ьд, построенная по опытным данным. Кривая 1 характеризует снижение полноты доставки с увеличением Ьд при выемке первой панели. В этом случае потери руды в зоне заброса отсутствуют. Кривая 2 построена по результатам взрывания во второй панели вееров скважин, в ко-было предусмотрено

руды р от расстояния доставки : 1-при отбойке увеличение удельного расхо-на одну обнаженную поверхность; 2 - при отбойке Да ВВ на 30 - 35 % по срав-на две обнаженные поверхности; 3 - то же, удель- нению с удельным расходом , ный расход ВВ не увеличивали принятым в аналогичных

веерах первой панели (зачерненные точки). При приблизительно равной дальности отбрасывания в пределах контуров выемочных панелей полнота взрывной доставки во второй панели меньше на 5 - 6 % вследствие потерь отбитой руды, заброшенной в смежную (первую) панель.

Кривая 3 построена по результатам взрывания во второй панели вееров скважин, в которых увеличение удельного расхода ВВ не производили. Полнота доставки при послойной отбойке руды в этом случае на 10 - 15% меньше, чем в первой панели. Это обусловлено как снижением полноты доставки в контуре панели (вследствие истечения продуктов взрыва), так и забросом отбитой руды в смежную панель.

Таким образом, экспериментально в производственных условиях установлено, что вторая обнаженная поверхность при панельной выемке оказывает существенное влияние на дальность отбрасывания и полноту взрывной доставки руды. При этом определены не только качественные, но и количественные характеристики указанного влияния.

Глава 4. Принципы конструирования и перспективные технологические схемы со взрывной доставкой руды

На основании результатов теоретических и экспериментальных исследований, проектно-конструкгорской проработки вариантов технологии в различных условиях сформулированы следующие принципы конструирования технологических схем со взрывной доставкой руды:

- принцип технологической локализации рудных участков с целью определения целесообразности взрывной доставки руды при их отработке и включения этих участков в схему отработки блока в целом;

- принцип совместной оптимизации параметров выемочного участка, конфигурации очистного пространства (включение дополнительных конструктив-

ных элементов), параметров буровзрывных работ и показателей взрывной доставки руды;

- принцип зонального оперирования запасами наклонного выемочного участка (заключается в переводе запасов с низкой надежностью взрывной доставки в категорию запасов с высокой надежностью взрывной доставки, т.е. из более высокой зоны в более низкую);

- принцип регулирования количества вовлекаемых в отработку запасов выемочного участка с учетом возможности технического обеспечения их выемки при применении взрывной доставки руды;

-принцип пошагового проектирования параметров отбойки (что позволяет стабилизировать количество скважин и удельный расход ВВ при выемке отдельных участков рудного тела по длине камеры или панели).

Вышеприведенные принципы реализуются в проектно-конструкторской деятельности совместно с ранее предложенными другими исследователями принципами и рекомендациями, дополняя и развивая их.

С учетом предложенных принципов разработаны перспективные технологические схемы со взрывной доставкой руды. Новизна схем подтверждается в настоящий момент 4 патентами на изобретения. Разработаны и предложены следующие схемы: 1) со взрывной доставкой руды в промежуточную рудоприем-ную траншею, что при значительной наклонной длине выемочного участка позволяет отказаться от деления участка на подэтажи (рис.4.1,а); 2) с формированием твердеющей подпорной стенки, обеспечивающей снижение отрицательного влияния смежного очистного пространства на дальность отбрасывания и полноту взрывной доставки руды (рис.4.1,6); 3) со смещенными по восстанию основными рудоприемными выработками, что позволяет снизить долю запаса руды в третьей, наиболее неблагоприятной для взрывной доставки руды, зоне (рис.4.1,в); 4) с продольно-поперечной выемкой запасов камеры (сокращаются расходы на БВР, фактически весь запас руды отрабатывается при начальном удельном расходе ВВ); 5) с двойным рядом рудоприемных выработок (возрастает извлечение руды из удаленных по восстанию участков камеры); 6) со взрывной доставкой руды по простиранию (значительно сокращается расстояние доставки, снижаются расходы на БВР, уменьшаются потери руды на по-цошве); 7) с компенсационным рудным целиком, посредством которого устраняется истечение продуктов взрыва и заброс руды в смежную панель при отра-эотке удаленных по восстанию участков панелей (рис.4.1,г); 8) со взрывным :бросом отбитой руды в воронки (снижаются затраты на полевую подготовку, товышается уровень извлечения руды при сложной гипсометрии залежи); 9) с фиволинейной поверхностью кровли и наклонным забоем (обеспечивается оп-гимальная баллистическая траектория полета кусков и наибольшая дальность IX отбрасывания); 10) со взрывомагнитной доставкой (увеличивается дальность отбрасывания мелких фракций в рудах, обладающих магнитными свойствами); 11) со взрывной доставкой замагазинированной руды (обеспечивается доставка » рудоприемные выработки отбитой руды, склонной к слеживанию, при мага-1инировании ее в наклонном очистном пространстве). В работе выбор параметров каждой схемы доведен до инженерного расчета. Обоснованы целесооб->азность и область применения каждой схемы.

Зышеприведенные схемы положены а основу "Альбома технологических схем ;о взрывной доставкой руды ...", предложенному нами к использованию в ра-юте проектных организаций и промышленных предприятий.

11 а

Рис. 4.1. Технологические схемы: а) со взрывной доставкой руды в промежуточную траншею; б) с формированием твердеющей подпорной стенки; в) со смещенной по восстанию основной рудоприемной выработкой (1 - дно плоской траншеи; 2 - насыпной борт траншеи; 3 - траектория полета кусков руды при отбрасывании ее в траншею; 4 - участок массива пустых пород, отбиваемых для формирования подпорной стенки; 5 - навал отбитых пустых пород; 6 - направление подачи скрепляющего раствора; 7 - часть затвердевших пород; 8 - дно рудоприемной траншеи; 9 - запас руды, отрабатываемый со взрывной доставкой; 10 - запас руды, обруша-емый на месте)

Глава 5. Методические положения проектирования

технологических схем со взрывной доставкой

Основу методических положений составляют: а) элементы и принципы конструирования технологических схем со взрывной доставкой руды; б) расчетные формулы, полученные в результате аналитических и экспериментальных исследований; в) графики, номограммы и таблицы для определения параметров и показателей взрывной доставки руды и конструктивных элементов; г) примеры расчетов; д) указания и рекомендации по выполнению подготовительных и очистных работ; е) экономико-математическая модель технологии со взрывной доставкой руды; ж) блок-схемы расчетов и программы на ПЭВМ для практической реализации методических положений.

Методика определения дальности отбрасывания руды. Расчеты выполняются в следующем порядке. При заданном удельном расходе ВВ q последовательно определяются: величина давления продуктов детонации в газовой полости Ро ; ширина газовой полости в момент отрыва слоя руды от массива хо ; начальная скорость отбрасывания Уо ; дальность отбрасывания Хп по алгоритму для плоскопараллельного выброса ( установление зависимости Хп = Яя) - для второй зоны) ; дальность отбрасывания Хкр по схеме с криволинейной поверхностью газовой полости (установление зависимости Хкр = /(ф - для третьей зоны). Значения величин Ро , х<>, кц и кцв определяются по формулам и номограммам, предложенным в работе для конкретных горнотехнических условий. Начальная скорость отбрасывания У0 и дальность отбрасывания во второй и третьей зонах определяются согласно алгоритмам расчетов, обоснованным в главе 2.

Основу методики определения размеров технологических зон в наклонных выемочных участках составляют формулы, представленные в табл. 5.1.

Таблица 5.1

Условия ведения очистных работ в наклонных зонах и расчетные формулы для определения длины зон_

Номер зоны Условия ведения очистных работ Формулы для определения длины зон и граничные условия перехода

I qo =/(s) = const; а - const; W = const; p = 1; p'= 1 - i S3 h =А0Х0-0.5й)- W Условие перехода ко второй зоне: if р<1;р'<1 -iS5

II q =q0 + Aq2(La-10; Адг = const; a = var; W - const; p< 1 h = Ао (Хп - Хо) + 0.5со + W Условие перехода к третьей зоне: ХП/Хкр = 1.1; У0 = idem; Йп = Якр : СО п < СО кр

III q = qn + ¿q3(LM-li-li); Aqs = var(const); a = var; W = const (var); Rk = var h = Ао (Хпр - Хц) Ограничение по Бдоп-h<Smn/B -(1, + h + lnn) hm =.f(Rnp) при Ax --= 0

В таблице приняты обозначения: qo - начальный удельный расход ВВ, кг/т; 5 - параметр дробления (размер среднего куска); р - полнота доставки руды в камере; р'- полнота доставки при панельной выемке; / - доля руды, потерянной в зоне заброса; Ао - поправочный коэффициент, учитывающий конкретные

горно-технические условия; Хо - дальность отбрасывания при удельном расходе q о , м; Aq; - приращение удельного расхода ВВ на 1 м доставки во второй зоне, кг/т; Aq3 - то же, в третьей зоне; qn и Цкр - значения удельного расхода ВВ, соответствующие условию перехода к третьей зоне, кг/т; Хпр - предельная дальность отбрасывания в III зоне, м; 5дш - допустимая площадь обнажения висячего бока, м2; Inn - ширина подсечного пространства, м; Яцр - предельный радиус кривизны газовой полости, при котором приращение дальности отбрасывания Ах равно 0, м; 1зщ - технически целесообразная длина третьей зоны, м.

Отметим две особенности методики. Первой из них является необходимость определения поправочного коэффициента Ао. Нами разработана методика определения указанного коэффициента по результатам опытных взрывов в условиях конкретного месторождения. Ориентировочные значения Ао приведены в табл. 5.2, где/- крепость руды по шкале проф. М.М. Протодьяконова.

Таблица 5.2

Ориентировочные значения поправочного коэффициента А0

Условия (месторождение) Значения А0

Железные руды: /=8-10; рР = 3.74 т/м3; т - 10 м; а = 32° (Гороблагодатское месторождение) 0.55 - 0.70

Полиметаллические руды:/ до 10 -14; ре = 2.8 - 3.0 т/м^; т = 10 м; а = 26 - 28 (Миргалимсайское месторождение) 0.68 - 0.77

Полиметаллические руды:/= 12 -14, рР — 3.2 - 3.5 т/м1; т от 1015 м и более, а от 25 до 50° (Николаевское месторождение) 0.55 - 0.70

Медно-никелевые руды: /= 10 -12; рР = ЪЛ т/м"1; т > 5 м; а = 20 - 25° (месторождение Котсельваара) 0.60 - 0.74

Вторая особенность связана с установлением длины третьей зоны. Подход к формированию этого параметра различен и связан с конкретными горно-техническими и экономическими условиями. В настоящей методике рассмотрены шесть возможных вариантов: 1) при ограниченной длине рудного тела по падению; 2) по условию допустимой площади обнажения висячего бока; 3) при установленных нормативных потерях руды; 4) при определении оптимальной наклонной длины этажа (подэтажа) с учетом затрат на отработку участка и ущерба от потерь руды при выемке камерного запаса и погашении целиков; 5) при сравнении различных технологических схем в пределах заданного контура выемочного участка; 6) исходя из технической целесообразности взрывной доставки руды. Техническая целесообразность определяется долей руды, сохраняющей положительное приращение дальности отбрасывания при увеличении удельного расхода ВВ.

Методика определения параметров и показателей скважинной отбойки руды с учетом расстояния доставки.

1. Удельный расход ВВ на отбойку в первой зоне до определяют из условия качественного дробления руды по известным формулам или принимают по данным практики. Расчетное значение до уточняют в процессе очистных работ в подсечном пространстве.

2. Во второй зоне удельный расход ВВ принимают с учетом увеличения расстояния доставки:

+ лд2 (Ьд -1,), кг/т, (5.1)

где Ьд - текущее расстояние доставки, м; А- приращение удельного расхода ВВ, обеспечивающее в данных условиях увеличение дальности отбрасывания на 1 м. В первом приближении принято, что при постоянстве мощности и утла падения залежи приращение А:/? является постоянным. Его значения определяются по формуле

л „ _ max Ч z ЛПЛ л0

(5.2)

где Хил - дальность отбрасывания при удельном расходе ВВ цгмлх-

В табл. 5.3 представлены расчетные значения Ац^ при мощности залежи 10 м, плотности руды 3.5 т/м3, ВВ - граммонит 79/21.

Таблица 5.3

Приращение удельного расхода ВВ Лд2 на 1 м увеличения

Aq2, Угол падения залежи, а

кг/(т м) 20и 25" 30" 35" 40и 45"

AqAK) 0.028 0.023 0.019 0.014 0.012 0.010

Aq2(Б) 0.022 0.017 0.013 0.010 0.008 0.006

При очистном забое с одной обнаженной плоскостью (в камере) расчет ведут с использованием значений Aq} (Б). При выемке панелями с центральным расположением бурового восстающего в части слоя, граничащей со смежным очистным пространством, расчет выполняют с использованием значений Aq2 (А), а в части слоя со стороны массива - Aqj (Б). Более точные расчеты выполняют, учитывая, что Aq? * const на протяжении всей второй зоны, что определяется нелинейностью зависимости X = / (ф. В этом случае вторая зона по протяженности разбивается на участки (шаги проектирования), и в каждом участке расчет ведут при Aqu = const, причем Aqu > Aq22 > ДЯ23 > . . . (индексом /' обозначены соответствующие участки зоны по восстанию). Здесь реализуется принцип пошагового проектирования параметров отбойки.

В третьей зоне удельный расход ВВ изменяется в зависимости от принятой технологии очистной выемки данного запаса руды. При необходимости отбрасывания максимально возможного количества руды в зону действия рудопри-емных выработок

9з= Ч2МАХ + Мз (Ьд -h-l2), кг/Т, (5.3)

где Ацз - приращение удельного расхода ВВ на 1 м увеличения расстояния доставки в третьей зоне, кг/т; qiuAX соответствует значению qn (см. табл. 5.1).

Для определения Aqj выполняется расчет дальности отбрасывания Xi ар при qu > Яжих (например, q3i = 1.2 qiiux)- Величину Aq3 находят по формуле

Aq -p~q2max ^ (5 4)

лгкр~л1Ш

Если доставляемую взрывом из третьей зоны руду необходимо отбросить максимально близко к рудоприемным выработкам на почву очистного пространства для дальнейшей механизированной доставки (зачистки), то целесообразно во всей третьей зоне принять q3 = qzutx ■

При панельной выемке величина л.н.с. принимается (или проверяется) с учетом доли руды, забрасываемой в открытое очистное пространство смежной панели, по формуле

W-BSj/S, ' (5.5)

Для пород крепостью 10 - 12, плотностью 3.0 - 3.7 т/м , имеющих среднюю трещиноватость, величина коэффициента 4 = 0.86.

На рис. 5.1 приведена номограмма для определения рациональных значений л.н.с. W в зависимости от ширины панели В и показателя заброса S3 . Принятому по номограмме значению Ж должен соответствовать технически приемлемый диаметр скважин dCK ■ Дальнейшие расчеты производим при W = const во всех зонах. Однако, при существенном изменении условий (мощности, угла падения залежи, физико-механических свойств руды) величина ^должна быть скорректирована.

5. Среднее расстояние между концами скважин аср при веерном расположении определяют по формуле (2.4), где q - текущее значение удельного расхода ВВ, кг/т. В первой зоне принимается равномерное размещение скважин в массиве, здесь а к = аср (где ак - расстояние между скважинами в нижней часта веера). Во второй и третьей зонах расчет сетки скважин выполняется с учетом сгущения их у подошвы залежи. Алгоритм расчета следующий:

а) при заданном значении q2i (или qa ) определяют среднее расстояние между концами скважин в данном (i - ом) веере;

б) общее количество скважин в веере находят графическим или расчетным путем;

в) определяется количество скважин в зоне сгущения. Под зоной сгущения понимается нижняя половина отбиваемого слоя. Расчет выполняют по формуле (2.16). Значение коэффициента X устанавливается по результатам опытных взрывов или принимается по аналогии с подобными условиями;

г) расстояние между скважинами с учетом сгущения определяют по формуле

ак = кпаср% ,м, (5.6) где K/j - порядковый номер скважины (при условии, что нижняя скважина имеет №1 и располагается на контакте рудного тела с лежачим боком).

д) расстояние между скважинами в верхней половине веера

а ср = аср (в, м- (5.7) где is - расчетный коэффициент (изменяется в пределах 0.12 -0.22);

е) истинный угол наклона скважины к горизонту определяется по номограмме, представленной в работе или, в общем случае, по формуле

Рис.5.1. Номограмма для определения рациональной величины л. и. с. W при различных значениях 5з и В

у = arcsin [cos (a + в - 9(f) sin fi], (5.8)

де a - угол падения залежи; р - угол наклона скважины к горизонтали в плос-ости веера; в- угол наклона плоскости веера к плоскости подошвы.

При камерной выемке, когда отбойка производится на одну обнаженную юверхностъ, расчеты выполняются для слоя в целом, и в случае центрального |асположения бурового восстающего сетка скважин симметрична относи-ельно вертикальной оси выработки и слоя. При панельной выемке расчет дельного расхода ВВ и расстояния между концами скважин выполняют огульно для половины слоя А, граничащей с открытым очистным пространст-ом смежной панели и для половины слоя Б, примыкающей к массиву (рис. .2). Значение л.н.с. для всего слоя одинаково.

Определение показателей извлечения. Учитываются следующие виды по-ерь: в остатке на подошве очистного пространства {Qoct)', в конструктивных лементах технологических схем (£?э); при выемке целиков (Qnu)-Потери руды по участку с общим запасом Qy составят

пу = 100 (Qoct +0э + <2лц) / Qy, % • (5.9)

Количество руды в остатке на подошве очистного пространства

Qoct = Т(Qm + Qt+ Qs + Qx) л, (5.10)

де Г - коэффициент, учитывающий снижение потерь руды в остатке за счет за-[истки подошвы очистного пространства; Qm - количество переизмельченной >уды; От - количество руда, движущейся в приконтакгном слое; Qx - количест-ю руды в хвостовой части основного навала, оставшейся на почве.

Для определения составляющих, входящих в формулы (5.9) и (5.10), обос-юваны расчетные формулы, приведены номограммы и таблицы.

Часть A i Часть Б

Рис.5.2. Сетка расположения скважин с различной степенью их сгущения в нижней части веера

Разубоживание руды. При определении конструктивного разубоживания ■читывается количество примешиваемых пород: при проведении выработок ;нища; при формировании конструктивных элементов технологических схем; [ри взрывозачистке. Для определения указанных составляющих в работе пред-;ожены расчетные формулы.

Определение полноты зачистки почвы очистного пространства от остатка отбитой руды. В методических положениях представлены расчетные формулы по определению полноты зачистки при различных ее видах, что позволяет установить величину коэффициента Т, используемого в формуле потер! (5.10). В табл. 5.4 приведены расчетные значения коэффициента Т для различных схем скреперной зачистки.

Таблица 5.4

Расчетные значения коэффициента Т_

В, м При камерной выемке При панельной выемке, 7>

ТР Тг Тз N„ = 2 ^7=3 ■ч- II £ N„=5

5 0.64 0.29 0.24 0.17 0.20 0.09 0.07

10 0.82 0.64 0.53 0.36 0.26 0.21 0.18

15 0.88 0.76 0.67 0.45 0.34 0.28 0.25

20 0.91 0.82 0.74 0.50 0.38 0.32 0.29

25 0.93 0.86 0.79 0.52 0.41 0.35 0.32

30 0.94 0.88 0.82 0.54 0.43 0.37 0.34

*) Т1 - схема с закреплением блочка в одной позиции по центру бурового восстающего; Т2 - при двух позициях блочка и скреперованием в одну дорожку; Тз - при двух позициях скреперной лебедки (на флангах камеры); ЫП - количестве панелей в участке

Методика оперирования запасами наклонного выемочного участка. Под оперированием понимаем изменение соотношения между величиной запасов руды в зонах за счет перевода части запасов из одной зоны в другую. Величину запасов в каждой зоне наклонной камеры (панели) необходимо знать: для расчета показателей БВР и затрат на отбойку; для определения доли потерь руды при отработке запасов зоны и участка в целом; для принятия решения о введении дополнительных конструктивных элементов в технологическую схему. Последнее позволяет реализовать принцип зонального оперирования.запасами наклонного выемочного участка и, в итоге, оптимизировать параметры технологической схемы.

При постоянных размерах выемочного участка и элементах залегания рудного тела соотношение величины запасов в зонах пропорционально длине зон. Доля запаса руды в каждой зоне составит

Тпп = 1пп/¿-к; Т; = 1//Ьк; Т2 = Ь/Ьк; Т3-13/

Коэффициент извлечения руды при отработке участка

кцр= Тпп кип + Т1 к¡ц + Т2 кИ2 + Т3киз, (5.11)

где кцп, кщ, кц2 и ку3 - коэффициенты извлечения при погашении запаса руды в подсечном пространстве, при отработке запасов, соответственно, в первой, второй и третьей зонах.

В результате проектно-конструкгорских решений соотношение величины запасов в зонах может быть изменено (табл. 5.5).

Расчеты показывают, что в результате изменения зональной характеристики участка возможно значительно повысить коэффициент извлечения. Так, при наличии промежуточной траншеи в условиях залежей средней мощности Го-роблагодатского месторождения кир повышается с 0.82 до 0.934 (без учета зачистки), или на 11.4 % (абсолютных).

Таблица 5.5

Изменение характера запасов руды в наклонном выемочном участке

Проектно-конструкторские решения Изменение характера запасов руды в зонах ( включая подсечное пространство )

В камере (панели) при Lk= const

1. Формирование промежуточной траншеи Qnn ft.Qi ft.Q2U.Q3U (Cb=0)

2. Двойной ряд рудоприемных выработок Qnn ft , Qi = const, Q2 = const (02 U), Q3U(Q3 = 0)

3. Смещение основного ряда рудоприемных выработок по восстанию Qnn = const (Qnn U), Q'n Q! = const, Q2 = const (Q2 У), Q3U (Q3 = 0)

4. Подработка "породного треугольника" в лежачем боку Qnn = const, Qt ft, Q2 = const, Q3 У

В участке при Lie = var Qnn = const, Qi = const, Q2 = var (У до 0), Q3 = var (Идо 0), QuM

- наклонная длина камеры (панели); <3пп, <31, СЬ и СЪ - количество руды, заключенной, соответственно в подсечном пространстве, в первой, второй и третьей зонах; <3ц - количество руды в подетажных (междуэтажных) целиках; ^ иО - соответственно, увеличение и уменьшение величины запаса в той или иной зоне

Особенности расчета срока отработки выемочного участка связаны с выполнением таких специфических работ, как зачистка почвы очистного пространства от остатка руды, формирование конструктивных элементов в очистном пространстве. Эти работы могут увеличить срок выемки участка в 1.3 - 1.5 раза, что следует учитывать при оценке интенсивности горных работ в целом.

Технологические решения в нестандартных ситуациях.

Под нестандартными понимаются ситуации, осложняющие ведение очистных работ. В методические положения включены наиболее характерные ситуации и определены причины их возникновения. Такими ситуациями являются: а) основная масса отбитой в слое руды не отброшена на требуемое расстояние и расположена на почве очистного пространства; б) слой руды оторван от массива не полностью, частично руда осталась со стороны боковых стенок или кровли камеры, обычно в углах; в) отслоение пород кровли и обрушение их на подошву очистного пространства; г) задержка обрушения налегающих пород при сплошной выемке залежи; д) разрушение козырька буровой выработки с тодбоем скважин следующего веера; е) отказ скважин. Для разрешения привезенных ситуаций разработаны соответствующие рекомендации.

Глава 6. Эколого-экономическая эффективность и социальные последствия результатов исследования

Эколого-экономическая оценка эффективности технологических схем со зрывной доставкой руды.

Проблемы рационального природопользования при освоении минерально-сырьевых ресурсов решаются сегодня на основе теоретических положений, разработанных академиками М.И Агошковым, Н.В.Мельниковым, Б.Н.Лас-кориным, Е.И.Шемякиным, В.В.Ржевским, А.В.Сидоренко, H.A. Трофимуком, Б.Л.Яншиным. Различные аспекты рационального использования минерально-сырьевой базы и охраны недр рассмотрены в трудах A.A. Арбатова, В.Ж. Арен-са, А.С.Астахова, Д.Р.Каплунова, А.А.Кавтаськина, A.B. Колосова, В.И. Корот-кова, Г.Г.Ломоно.сова, В.Н.Мосинца, Е.И.Панфилова, Л.А.Пучкова, М.А.Ревазова, В.Н.Скубы, К.Н.Трубецкого, Ю.А.Чернегова, В.А.Шелеста, В.А. Шестакова, В.С.Ямщикова и других ученых.

Наиболее существенными позитивными экологическими последствиями применения технологии со взрывной доставкой руды являются: а) уменьшение количества пустых пород, выдаваемых из шахты и размещаемых на земной поверхности, что снижает площадь отвалов н, соответственно, площадь отторгнутых земель; б) уменьшение конструктивного разубоживания, что снижает объемы хвостов обогащения и ведет к сокращению площадей хвостохранилищ. Кроме того, в сравнении с вариантами камерно-столбовой системы с применением самоходного оборудования значительно снижаются объемы, выбрасываемых в атмосферу газов от дизельного оборудования. Отрицательным последствием следует считать увеличение количества газов от взрывчатых веществ в связи с большим удельным расходом ВВ на отбойку руды при очистной выемке.

В диссертационной работе выполнены сравнительные расчеты для определения уровня значимости указанных экологических последствий. Установлено, что при одинаковой годовой добыче руды из наклонных залежей объемы выдаваемых на поверхность пустых пород при системе со взрывной доставкой руды в 3 и более раз меньше, чем при этажно-камерной системе разработки. Соответственно, уменьшаются и площади, занимаемые отвалами (до 8-10 раз при размещении их на склонах в гористой местности).

При совместной выдаче пустых пород и отбитой руды увеличиваются площади хвостохранилищ. Наибольшее количество пустых пород примешивается при оформлении рудоприемных выработок. Анализ расчетных данных показывает, что при взрывной доставке руды ( в схемах с рудоприемными выработками) объем пустых пород Qm практически не зависит от мощности залежи и угла падения, однако его величину в конкретных условиях можно регулировать путем изменения толщины отбиваемого слоя. Удельное значение Qm также снижается при увеличении наклонной длины камеры. При этажно-камерной же системе объем пустых пород, полученных в процессе нарезки днища, увеличивается примерно на 20 % на каждые 10° наклона залежи (в интервале от 20 до 40°) . Величина Qni здесь зависит, в основном, от горно-геологических условий - мощности и угла падения залежи. В конкретных условиях абсолютная величина Qm из рудоприемных выработок при подготовке участка практически постоянна.

Необходимо учитывать, что в хвостах обогащения руд цветных металлов обычно содержатся так называемые попутные полезные компоненты - мышьяк, сурьма, сера, тяжелые металлы, рассеянные элементы. Как известно, эти компоненты, попадая в окружающую среду, наносят ей большой ущерб. Этот же фактор имеет место при складировании на поверхности забалансовых руд.

Таким образом, снижение объемов отвалов и хвостов обогащения при технологии со взрывной доставкой руды направлено на прямое улучшение состояния окружающей среды.

В работе выполнена сравнительная оценка величины экономического ущерба от загрязнения атмосферы газами, получаемыми от применения ВВ и оборудования с двигателями внутреннего сгорания (ДВС), при различных вариантах технологии. Установлено, что в вариантах технологии с использованием самоходного оборудования на дизельном ходу суммарная величина ущерба при взрывной доставке руды на 60 - 70 % ниже. Это свидетельствует о существенности данного фактора и необходимости учета его в сравнении систем и их вариантов. При сравнении вариантов технологии с переносным оборудованием (здесь учитываются только газы от ВВ) различие в ущербе состав-ляет35 -40 % относительных. В абсолютных же единицах экономический ущерб от загрязнения атмосферы здесь значительно ниже - в 5 - 15 раз, чем при использовании оборудования с ДВС.

Сравнительная оценка повышения безопасности работ при применении технологических схем со взрывной доставкой руды.

Важным фактором, определяющим прогрессивность технологических схем со взрывной доставкой руды, является более высокий уровень их безопасности в сравнении с камерно-столбовой и сплошной системами разработки. Связано это с выводом рабочих из открытого очистного пространства. При этом рабочие места находятся в подготовительно-нарезных выработках, обладающих большей устойчивостью и в которых возможно вести оперативный контроль за безопасностью их состояния. Как известно (В.А.Шестаков), при размещении рабочих мест в подготовительно-нарезных выработках обеспечивается почти в 4 раза меньший уровень травматизма, нежели при размещении их в открытом очистном пространстве.

Кроме уменьшения степени прямого воздействия травмирующих факторов (обрушение пород, длительный контакт с механизмами) при выводе людей из очистного пространства снижается психологическая напряженность, сопровождающая рабочих в призабойной зоне значительных размеров (особенно при высоте камеры до 10 - 18 м). Отметим, что особая опасность и напряженность при работе в очистном пространстве возникает в случае потери целиками их несущей способности. Специальные исследования в этом направлении нами выполнены на руднике "Садовый" АО Дальполиметалл. Здесь разрушение опорных целиков в широкой подсечке (вариант системы подэтажных штреков) привело к потере устойчивого состояния кровли и, в итоге, к остановке очистных работ. В результате нами (каф. РМПИ) были разработаны рекомендации по исключительному применению на руднике систем разработки с размещением рабочих мест в подготовительно-нарезных выработках.

В результате сравнительного анализа систем разработки по уровню безопасности нами проведена группировка систем по данному фактору (табл. 6.1). В таблицу вошли системы, которые по техническим условиям приемлемы для разработки наклонных залежей и могут выступать здесь как конкурентоспособные. Условно уровень безопасности систем первой группы принят за единицу. Соответственно, более опасные системы (или варианты) будут иметь относительный уровень безопасности меньше единицы.

Место системы со взрывной доставкой руды определено в результате оценки значимости травмирующих факторов в различных системах и их вариантах.

В первую очередь, это существенное снижение количества несчастных случаев от обрушения. Во вторую очередь - уменьшение количества несчастных случаев, наступивших вследствие контакта людей с механизмами. Значимость последнего фактора - до 35 - 50 % от общего количества тяжелых и смертельных случаев (В.А.Шестаков, А.А.Кавтаськин и др.). За счет мгновенного перемещения руды по очистному пространству в схемах со взрывной доставкой общие затраты времени на механизированную доставку по сравнению с камерно-столбовой и сплошной системами снижаются в 1.5 - 3.5 раза. Как следствие, и количество несчастных случаев при контакте с механизами снижается пропорционально времени этого контакта.

Таким образом, применение системы со взрывной доставкой руды при отработке наклонных залежей повышает безопасность горных работ и, в итоге, ведет к снижению социально-экономического ущерба от травматизма.

Таблица 6.1

Сравнительная оценка систем разработки по уровню безопасности

Группа Системы разработки Сравнительный уровень безопасности систем

1 Подэтажного обрушения Этажно-камерная Подэтажных штреков Со взрывной доставкой руды 1

2 С магазинированием руды Камерно - столбовая Сплошная 0.25 - 0.35

3 Горизонтальные слои с закладкой Слоевого обрушения 0.10-0.25

Оценка технологии со взрывной доставкой руды по ресурсосберегающим факторам. Аспекты ресурсосбережения заключаются в следующем: а) снижаются трудозатраты на добычу руды за счет уменьшения объемов работ по подготовке и нарезке выемочного участка, по оборке и креплению кровли, по доставке руды; б) снижается расход материалов (ГСМ, крепежных шгганг и т.п.) и количество задействованного оборудования (например, машин для оборки и крепления кровли, скреперных лебедок на горизонтах доставки); в) повышается полнота извлечения рудного запаса за счет исключения междукамерных целиков при сплошной выемке залежи; г) повышение интенсивности отработки камер позволяет увеличить их устойчивые пролеты, что уменьшает количество междукамерных и междуэтажных (подэтажных) целиков в участке и способствует повышению полноты извлечения руды.

В некоторых случаях факторы ресурсосбережения очевидны, в других случаях требуются сравнительные расчеты. В работе выполнено сравнение системы со взрывной доставкой руды с этажно-камерной системой по объемам ПНР, буровых работ и расходу ВВ. Анализ расчетных данных (рис.6.1) показывает, что при мощности залежи 5 - 7 м удельный объем ПНР (м3/1000 т руды) при системе со взрывной доставкой руды в 2.5 - 3 раза ниже, чем при этажно-ка-мерной системе. При увеличении мощности залежи эта разница уменьшается,

особенно для схем с рудоприемными выработками, оставаясь тем не менее достаточно значимой (1.45 раза при мощности 15 м).

Установлено также, что при этажно-камерной системе доля породной подготовки крайне высока - до 88 % от объема горной массы из ПНР, она остается постоянной и не зависит от мощности залежи (в пределах этажа). При вариантах со взрывной доставкой доля породной подготовки возрастает с увеличением мощности, однако относительное значение ее, например при мощности залежи 10 м, в 1.8-3 раза ниже. Долю породной подготовки в вариантах со взрывной доставкой руды можно уменьшить за счет уменьшения толщины отбиваемого слоя и применения технологических схем без рудоприемных выработок.

А'ПП' °/о ^уп> м3/1000т

90 80 70 60 50 40 30 20 10 0

90 80 70 60 50 40

30 20 10

\1 ___ —

2' >< 1

к, М

Рис.6.1. Зависимость изменения удельного объема ПНР Куп (сплошные линии) и доли породной подготовки Ж"пп (пунктирные линии) от мощности залежи И : 1 и 1' - при этажно-камерной системе разработки; 2 и 2' - при системе со взрывной доставкой руды (вариант с рудоприемными воронками); 3 и 3' - то же (вариант с плоской траншеей, частично заглубленной в породы почвы).

Сравнение по суммарному количеству ВВ, потребляемому в блоке (подготовительные плюс очистные работы), показывает, что при системе со взрывной доставкой руды общее количество ВВ превышает данный показатель при этажно-камерной системе не более, чем в 1.1 - 1.2 раза. В результате сравнения объемов буровых работ (шпуры на проведении ПНР и скважины на отбойке руды) установлено, что эти объемы примерно равны (различие не более 8 -10 %), а по стоимости расходы на бурение при этажно-камерной системе могут даже превосходить аналогичные расходы при системе со взрывной доставкой руды (рис. 6.2).

а) О т

с, у.е.

Свв2 9000

17500

15000

12500

10000

7500

5000

2500

_ 0

I II

Рис.6.2. Диаграммы расхода ВВ (<3вв)> буровых работ (£ /бур), затрат на буровые работы ( Свур) и стоимости ВВ (СцВ): I - этажно-камерная система; II - система со взрывной доставкой руды; О - очистная выемка; П - подготовительно-нарезные работы; /с - длина скважин; 1щ - длина шпуров; £ - суммарный расход ВВ

По сравнению с камерно-столбовой и сплошной системами разработки имеет место экономия по трудозатратам, материалам и энергии, обусловленная практически мгновенным перемещением руды по очистному пространству. При этом значительно сокращается и время очистных работ, что увеличивает интенсивность отработки участка. Последнее, как известно, позволяет увеличить устойчивые пролеты камер (М.Н.Слепцов). Выполненные нами расчеты показывают, что за счет повышения интенсивности отработки камер при применении взрывной доставки их устойчивые пролеты могут быть увеличены в 1.4 - 2.0 раза. При этом сокращается количество междукамерных целиков. В результате потери руды в целиках (при оставлении их в недрах) снижаются на 7 - 12 %. При сплошной выемке со взрывной доставкой количество руды, потерянной в зоне заброса в 2.5 - 7 раз меньше,чем количество руды, заключенной в целике (при различном сочетании размеров целика и величины л.н.с.). Расчеты 34

выполнены для условий Гороблагодатского (Урал) и Партизанского (Приморье) месторождений.

Рассмотренные ресурсосберегающие аспекты технологии со взрывной доставкой руды повышают уровень ее конкурентоспособности при проектировании и способствуют реальному применению на рудниках.

Определение оптимальных параметров технологических схем и их вариантов (экономико-математическая модель).

В общем виде структура элементов, входящих в экономико-математическую модель (ЭММ) для выбора варианта технологии со взрывной доставкой руды может быть представлена как: £ С —(Зд + У/j + Ур) ; Сбт »' уэ .

где 2 С - сумма затрат на добычу руды и экономического ущерба при применении данной технологии, р.; Зд - затраты, связанные с подготовкой очистного участка и непосредственной выемкой полезного ископаемого, р.; Уп и Ур - экономический ущерб, соответственно, от потерь и разубоживания руды, р.; Сбт - экономические последствия, связанные с условиями безопасности работ, р.; Уэ - экономический ущерб от вредного воздействия рассматриваемой технологии на окружающую среду, р.

Критерий эффективности (целевая функция) при определении оптимального варианта технологии:

%?/>=Е С+ Сбт + Уэ ~> min. (6.1)

В диссертационной работе обоснованы все расчетные формулы, а также разработано программное обеспечение для реализации ЭММ. Технологическая схема, удовлетворяющая условию (6.1) выступает как конкурентоспособная при сравнении с вариантами других систем разработки.

Информационными элементами модели являются: а) таблица группировки условий залегания рудных тел и их участков ; б) классификация технологиче-гких схем со взрывной доставкой руды и их элементов (табл. 6.2); в) расчетно-методическая база; г) технико-экономические условия и нормативная база. На рис.6.3 представлен альтернативный граф вариантов технологии со взрывной поставкой руды, на основе которого формируются технологические схемы и их аарианты при реализации ЭММ. Движение в графе идет снизу вверх - от Ио ^исходная информация) к Тк (вариант технологической схемы). Описание схемы выполняется в символьной форме в соответствии с кодами структурных здиниц, приведенных в классификации (см. табл. 6.2). В конкретной схеме с томощью ЭММ оптимизируются параметры: наклонная длина камеры Ьк (изменяется в пределах от 10 до 80 м с шагом ALk = 1 м или ALk = W, где W - л. 1. е.); ширина камеры или панели В (от 10 до 40 м, AB =1 м); длина третьей юны 13 (от 0 до 20 - 25 м, А1з = 1 м); в ряде случаев длина второй зоны 12 (от 0 то 30 - 35 м, Ali = 1 м).

Приняты ограничения: а) по допустимой площади обнажения кровли; б) то минимальной допустимой емкости рудоприемных выработок (определяется допустимой глубиной заложения доставочных выработок); в) по минимальной зыемочной мощности (если она установлена для данного участка месторождения); г) по допустимым потерям руды; д) по допустимому разубожива-таю. ЭММ реализована на ПЭВМ и содержится в пакете прикладных пробами ВДР (две программы: EMMVDR и EMMVDRU).

Таблица 6.2

Классификация технологических схем со взрывной доставкой руды

Признак деления технологических схем Код Структурные единицы групп Код Элементы структурных единиц Код

1 2 3 4 5 6

По способу выемки участка С С разделением на камеры и целики С, Выемка по принципу "камера—целик" с„

Выемка камеры несколькими панелями С,2

Со сплошной выемкой с7

По количеству выделяемых наклонных зон 3 Однозонные 31

Двухзонные з?

Трехзонные 3?

По делению на подэтажи п С делением на подэтажи П,

Без деления на подэтажи П2

По направлению доставки н По падению Н,

По простиранию щ

По падению и восстанию Нз

По форме очистного забоя ф Прямолинейный ф,

Наклонный ф2

Комбинированный Фт

По наличию дополнительных конструктивных элементов д С дополнительными конструктивными элементами Л С промежуточным рядом рудоприемных выработок Ди

Криволинейная поверхность кровли Д12

С выемкой породного "треугольника" в подошве Дэ

С ограждающей стенной Д|4

С оставлением части целика Ди

С наклонной торцевой стенкой Д16

С клиновидной торцевой стенкой Д17

С "косым" расположением бурового восстающего Ди

Без дополнительных конструктивных элементов Дг С рудопрнемнымн выработками Ди

Без рудоприемных выработок Д22

По способу поддержания налегающих пород р Рудными целиками Р|

Искусственными целиками Р2

С последующим обрушением Рз

Продолжение табл. 6.2

1 2 3 4 5 6

По характеристике операций очистной выемки О Без зачистки подошвы очистного пространства о,

С зачисткой о2 Со скреперной . зачисткой 021

Бульдозером БДДУ 0?г

Со взрывозачисткой Ог»

С гидрозачисткой 024

С антифрикционным покрытием подошвы очистного пространства о3 Льдом Ом

Синтетическими смолами 032

Со взрывной доставкой замагазиниро-ванной руды о4

По расположению буровой выработки Б Центральное Б, У почвы залежи Бп

У кровли залежи Б[2

По оси камеры Би

Фланговое Б2 У почвы Бг]

У кровли Б22

По количеству буровых выработок В Одна в,

Две в?

Три и более В,

По использованию дополнительной энергии в основном процессе Э Без использования э,

С использованием э2 Взрывогидродоставка э7,

Взрывомагнитодоставка эг?

Взрывопневмодоставка

По количеству видов доставки в едином очистном пространстве К Простые к,

Комбинированные к2 Взрывная и механизированная к21

Взрывная и самотечная к22

В табл. 6.3 приведены некоторые технологические схемы и расчетные значения оптимальной длины камеры (панели) при реализации этих схем в условиях рудника "2 Советский" АО Дальполиметалл.

Расчеты, выполненные для условий ряда рудников Приморья и Урала, позволяют сделать следующие выводы:

а) в схемах без использования зачистки минимальная сумма затрат и ущерба снижается с увеличением ширины камеры (панели) при одновременном росте оптимального значения наклонной длины камеры Ьк (до 22 - 25 %);

б) оптимальное значение наклонной длины камеры возрастает при прочих равных условиях с уменьшением диаметра скважин (рост на 15 - 20 % при переходе с диаметра 105 мм на 51 мм);

в) использование зачистки при камерной выемке позволяет уменьшить минимальную сумму затрат и экономического ущерба практически без изменения оптимальной длины камеры. Однако при панельной выемке использование зачистки способствует увеличению оптимальной длины панели на 14 - 22 % с одновременным снижением минимальной суммы затрат и ущерба до 6 - 8 %.

Рис.6.3. Альтернативный граф вариантов «хнолопш со взрывной доставкой Руды

Таблица 6.3

Пример формирования технологических схем и определения оптимальной длины камеры (панели) для одного из рудных тел Партизанского месторождения рудника "2 Советский"

Исходные Описание схем в символьном виде Оптимальная

условия длина камеры

Пластообраз- 1 .Си -+Pi ->П2-> Д21 ->Ф1 ->Hi

ное рудное те- Bi->Oi-+3, 30.5 м

га : m = 10 м, 2.C]2-»Pi-»П1Д21->Зз->Б21->Ф1->Н1->

а =30°, ре = B2->Oji-+3i 40.5 м

3.5 т/м3,/ = 10, 3. С2 -> Р3 -» П2 -» Д16 -> Зз -> Б11 -» Ф i ~> Н j

Íck =105 мм, BI->Oíi-»3I 33.0 м

ЗВ - граммонит 4.С|1-»Р1-»П1->Д22-»Зз->Бц->Ф1(Ф2)->

79/21, H}-+B,-»0|-»3i 45.5 м

9 = 25 м 5.С,2->Pi->П1-> ДиЗ3-> Б21-> Ф2->Hi->

B|->02i-»3i 33.0 м

1римечание: расчеты выполнены в ценах I кв. 1996 г.

Область поиска наилучшего варианта технологической схемы в конкретных условиях достаточно обширна: только по технологическому сочетанию элемен-ов, включенных в альтернативный граф, число вариантов превышает 105 (без 'чета схем с различной зонностью и комбинированной доставкой в едином (чистном пространстве). При этом внутри каждого варианта предполагается начительное количество подвариантов, отличаюшихся типом применяемого »борудования, количеством подготовительно-нарезных выработок и т.п. С це-[ью сужения области поиска оптимального решения нами выполнена укруп-[енная оценка эффективности различных технологических схем применитель-ю к условиям рудных месторождений Дальнего Востока (табл. 6.4).

Таблица 6.4

Оценка возможности использования технологии со взрывной доставкой руды на рудниках Приморья и Дальнего Востока

рудник (месторождение). Особенности залегания рудных тел : наклонным падением Рекомендуемые технологические схемы со взрывной доставкой руды Удельный вес добычи с применением взрывной доставки руды в годовой добыче рудника

1 2 3

. Рудник "2 Советский". Склонные участки в крутопадающих затеках, пластообразные и линзообразные за-[ежи наклонного падения, пластообразные пофизы и карманы, фланговые участки за-:ежей со склонением по глубине (а от 10° ;о 45°, т от 5 до 18 м) ВДР с р/п выработками ВДР + МД ВДР + СД ВДР + ДКЭ ПВ, Зач 30 - 35 % ( Р = 300 тыс. т)

Продолжение табл. 6.4

1 2 3

2. Рудник "Садовый". Плащеобразные залежи, участки в синклинальных и антиклинальных складках (а от 10° до 40 - 45°, т от 5 до 15 м) ВДР + МД ВДР + СД Зач 20 - 25 % ( Р = 180 тыс. т)

3. Рудник "Николаевский". Пластообразные участки средней мощности, участки мощных залежей со склонением по глубине (а от 25° до 50°, т от 10 - 15 м и более ) ВДР + СД ВДР (с р/п) ВДР (без р/п) ВДР + ДКЭ Зач 30 - 45 % ( Р = 350 тыс. т)

4. Рудник "Приморский". Пластообразные и линзообразные участки жил с увеличенной мощностью (раздувы) (а = 30 - 35°, т отЗдоб-7м) ВДР + СкД ВДР (с р/п) М + ВДР ЗМ 8 - 12 % ( Р = 120 тыс. т)

5. Рудник "Восточный". Наклонные участки крутопадающих пластообразных рудных тел (а = 40 - 45° , т = 4 - 8 м ) ВДР (с р/п) ЗМ ВДР + СД до 10 % ( Р = 300 тыс. т)

6. Лермонтовское месторождение. Наклонные пластообразные залежи средней мощности на нижних горизонтах (а = 20 -25°, ш = 6 - 8 м ) ВДР (с р/п) ВДР + МД ЗМ до 30 - 35 % при Рп= 150 тыс.т

7. Рудник "Юбилейный". Участки наклонной залежи "Штокверк-1" на нижних горизонтах (а = 20 - 30°, т от 25 м и менее) ВДР + СД ВДР (без р/п) ВДР + ДКЭ Зач 25 - 30 % ( Р = 500 тыс. т)

8. Месторождение "Каральвеемское". Наклонная оруденелая зона (а около 35°, ш 12- 17 м) ВДР (с р/п) ВДР + СД ЗМ

9. Месторождение "Урмийское". Наклонная пластообразная залежь (а = 35 - 45°, ш около 20 м ) ВДР (с р/п) ВДР (без р/п) ВДР + ДКЭ ПВ, ЗМ, АПЛ до 100 % при отработке данной залежи

10. Месторождения : "Иультинское", "Наталкинское", "Красногорское" и др. Наклонные пластообразные и линзообразные участки жил с увеличенной мощностью (раздувы от 2 до 8 - 10 м, а от 20 до 50°) ВДР + СкД ВДР+ЗМ М + ВДР ВДР + ДКЭ АПЛ —

11. Месторождение "Ярославское" Седловидные и пластовые пологозалегаю-щие рудные тела, минерализованные зоны наклонного падения (а от 5 до 35°, т = 5 -15 м) ВДР + МД ВДР + СД ВДР (с р/п) Зач —

12. Дубровское месторождение. Штокверковые зоны с наклоном лежачего сг лсО бока менее 45 ВДР + СД ВДР (с р/п) от 15 до 40% ( Р = 180 тыс. т)

В таблице приняты обозначения: ВДР - взрывная доставка руды ; р/п - ру-долриемные выработки; МД - механизированная доставка; СД - самотечная доставка; ДКЭ - дополнительные конструктивные элементы; ПВ - панельная выемка; СкД -

скреперная доставка; М - магазинированне руды; Р - годовая производительность рудника; Рп - производительность подземного участка; Зач - зачистка подошвы от остатка руды (возможны все виды); ЗМ - зачистка механизированная; АПЛ - антифрикционное покрытие подошвы льдом.

Экономическая оценка использования результатов исследования на горных предприятиях. Применение взрывной доставки руды в реальных условиях ряда горных предприятий обеспечивает получение экономического эффекта от 1.7 до 104.4 млн. рублей на 1000 т для различных по ценности руд и условий их залегания (табл. 6.5). Сумма расчетного экономического эффекта для рассмотренных в работе конкретных залежей и блоков рудников Приморья и Урала составляет 3090144.4 тыс. рублей или более 3 млрд. рублей (в ценах I кв. 1996 г.).

Таблица 6.5

Расчетный экономический эффект от применения технологии со взрывной доставкой руды на предприятиях Приморья и Урала

Предприятие Наименование и характеристика участка Балансовый запас руды в участке, т Экономический эффект, тыс.р. по участ- на 1000 т ку руды

1. Рудник "2 Советский" АО Цальполиметалл (полиметаллические руды) Участок рудного тепа "Больничное" (блок Ci-138) гор. - 205 м, m = 12 м, а = 28 115296 252499.2 2190.0

^.Рудник "Восточный" АО Приморский ГОК вольфрамовые зуды) Участок рудного тела СРТ-1, гор. 680 м , ш = 4 м, а =43° 7372.8 769632.0 104388.0

?.Шахта "Север-чая" Гороблаго-1атского рудоуправления (же-гезные руды) Опытный блок № 2 (камера гор. + 36 м), m = 9.8 м, а =32° 92180 158496.6 1719.4

Рудник "Нмко-иевский" АО Даль полиметалл полиметалличес-;ие руды) Камера № 4 рудного тела ГРТ-1 (наклонный участок) , m от 15 до 35 м, а = 38° 66000 528281.2 8004.3

¡.Рудник "Юби-[ейный" АО Хру-тальненский ~ОК (кассетери-овые руды) Блок гор. XV рудного тела "Штокверк Г, ш = 20 м, а = 22° 121203 1414733.8 11672.4

ЗАКЛЮЧЕНИЕ

В диссертационной работе дано теоретическое обобщение и решение науч-юй проблемы, заключающейся в создании комплекса научно-обоснованных [етодических положений по проектированию технологии со взрывной достав-ой руды, применение которой существенно увеличивает полноту использова-ия недр, снижает уровень техногенного воздействия на окружающую среду, овышает эффективность и безопасность разработки наклонных залежей, что меет важное народнохозяйственное значение.

Основные научные и практические результаты выполненных исследований заключаются в следующем.

1. Прогрессивным определено направление совершенствования технологии разработки наклонных залежей, базирующееся на широком применении взрывной доставки руды при комплексном учете горно-геологических, технико-экономических, экологических и социальных факторов, влияющих на выбор вариантов технологии. Актуальность развития данного направления связана со значительными запасами руды, сосредоточенными в наклонных залежах, и недостатками систем, применяющихся для их разработки.

Сформулированы новые принципы проектирования технологии со взрывной доставкой руды, объединенные общим подходом, сущность которого состоит в том, что наклонный выемочный участок рассматривается как неоднородное по своим технологическим свойствам пространство, параметры которого частично обусловлены горно-геологическими условиями, но в основном формируются посредством конструктивных элементов и зонального оперирования запасами руды, полнота извлечения которых определяется принятыми параметрами отбойки и технической возможностью взрывной доставки руды в конкретных условиях.

2. Разработаны и предложены к внедрению новые технологические схемы со взрывной доставкой руды, включающие дополнительные конструктивные элементы, формируемые в очистном пространстве, обеспечивающие повышение полноты извлечения запасов руды из выемочного участка.

3. Обоснованы и количественно определены на примере рудников Урала и Дальнего Востока экологические последствия применения технологии со взрывной доставкой руды. В сравнении с этажно-камерной системой разработки при одинаковой годовой добыче руды объемы пустых пород, выдаваемых на поверхность, снижаются в 3 - 5 раз. Площади земель, занимаемые отвалами пустых пород, уменьшаются при этом в 2 - 7 раз.

Выполнена сравнительная оценка систем разработки по уровню безопасности горных работ, согласно которой система со взрывной доставкой руды отнесена к группе наиболее безопасных систем, сформированной по признаку локализации рабочих мест в подготовительно-нарезных выработках.

Выполнена сравнительная оценка исследуемой технологии по ресурсосберегающим факторам, согласно которой установлена сопоставимость (различие не более 8 - 10 %) суммарного расхода ВВ, объемов бурения и затрат на буровзрывные работы при этажно-камерной системе и системе со взрывной доставкой руды (с учетом выполнения подготовительно-нарезных работ). Доказана эффективность применения сплошной выемки со взрывной доставкой руды в наклонных залежах средней мощности. Потери руды при этом сокращаются в 2.5-3 раза по сравнению с камерно-столбовой системой разработки.

4. Предложен и реализован метод зонального подхода к расчету и конструированию технологических схем со взрывной доставкой руды. Определены критерии и показатели данного метода. При различной схематизации процесса отбрасывания руды в зонах исследованы зависимости дальности отбрасывания и полноты взрывной доставки руды. Установлено, что интенсивность приращения дальности отбрасывания в третьей зоне, где выброс руды происходит по радиальным направлениям, уменьшается с ростом удельного расхода ВВ в логарифмической зависимости, что свидетельствует об ограничении возможности взрывной доставки с технической стороны.

5. Установлено, что при панельной выемке наклонных залежей со взрывной доставкой руды параметры отбойки необходимо выбирать с учетом влияния примыкающего очистного пространства на дальность отбрасывания руды и полноту ее доставки. Установлена зависимость дальности отбрасывания руды от удельного расхода ВВ, учитывающая снижение начальной скорости движения отбитого слоя вследствие истечения газообразных продуктов взрыва на границе раздела панелей. Увеличение удельного расхода ВВ в краевой части слоя на 30 - 35 % позволяет компенсировать указанное отрицательное влияние и обеспечить одинаковую дальность отбрасывания всей руды, отбитой в слое.

Получена зависимость полноты взрывной доставки руды от расстояния доставки, учитывающая потери отбитой руды, заброшенной в очистное пространство смежной панели. Величина этих потерь прямо пропорциональна квадрату линии наименьшего сопротивления.

6. Разработан комплекс методических положений по конструированию и расчету технологических схем со взрывной доставкой руды, включающий расчетные формулы, схемы, номограммы, таблицы и рекомендации по выполнению подготовительных и очистных работ. Внедрение методических положений в практику проектных организаций и промышленных предприятий обеспечивает реальную конкурентоспособность технологии со взрывной доставкой руды и способствует ее эффективному применению на подземных рудниках.

7. Разработана экономико-математическая модель технологии со взрывной доставкой руды, реализующая принцип совместной оптимизации параметров выемочного участка, конфигурации очистного пространства ( с включением дополнительных конструктивных элементов), параметров БВР и показателей взрывной доставки руды. Разработаны и переданы к использованию алгоритмы, блок-схемы и программы расчета на ПЭВМ параметров технологических схем со взрывной доставкой руды.

8. Результаты выполненных исследований в виде расчетных методик, технологических схем и рекомендаций используются в работе проектных организаций и промышленных предприятий цветной и черной металлургии, одобрены и рекомендованы для практического применения Управлением Приморского округа Госгортехнадзора России, Институтом "Уралгипроруда", лабораторией подземной разработки рудных месторождений ИГД ДВО РАН, Институтом горного дела Севера СО РАН, АООТ "Союзнеруд", АО "Бор", АП "Ниж-неамурзолото", госпредприятием "Дальметаллпроект", Институтом "Даль-востНИИпроект", АОЗТ "Горняк", "Полиметалл", Дальневосточной горностроительной компанией, Ассоциацией РИМС ("Рациональное использование минерального сырья"), Уссурийским специализированным управлением треста "Союзвзрывпром", включены в информационный портфель международной программы в области высоких технологий ИнтерКОННЕКТ; используются в учебном процессе ДВГТУ, МГГУ, МГМА, КГАЦМиЗ, СКГТУ, НГТУ, ИрГТУ, ЧГТУ, ЯГУ при изучении дисциплин горного профиля, при курсовом и дипломном проектировании, в научно-техническом творчестве студентов. Материалы диссертационной работы переданы в проектные и исследовательские организации, на предприятия горнорудной промышленности и реализованы при отработке и составлении проектов на отработку рудных тел Гороблагодат-ского рудоуправления, АО Дальполиметалл, Приморского ГОКа, Хрустальнен-ской и Лермонтовской ГРК. Расчетный экономический эффект от применения

технологии со взрывной доставкой руды на данных предприятиях составляет более 3 млрд. рублей (в ценах I кв. 1996 г.)

Основные положения диссертации опубликованы в следующих работах автора.

1. О выборе параметров буровзрывных работ при сплошной выемке со взрывной доставкой руды И Совершенствование технологии и техники подземной разработки рудных месторождений. — М. : МГИ, 1983. — С. 22 -26.

2. Определение рационального расположения скважин по условию наибольшей дальности отбрасывания руды силой взрыва II Библиографический указатель ВИНИТИ "Депонированные научные работы". — 1984. — № 7. — С. 132.

3. Методика выбора параметров отбойки в разных частях камеры при взрывной доставке руды // Библиографический указатель ВИНИТИ "Депонированные научные работы". — 1984. — № 7. — С. 132.

4. Совершенствование технологии разработки наклонных залежей средней мощности Гороблагодатского железорудного месторождения Н Черная металлургия. Бюл. ин-та "Черметинформация". — 1984. Вып. 13. — С. 31 - 32 (соавторы: П.А.Кузнецов, Л.М.Коротких, В.В.Набатов и др.).

5. Система разработки залежи со сплошной выемкой и взрывной доставкой руды И Черная металлургия. Бюл. ин-та "Черметинформация". — 1984. Вып. 18. — С. 46 - 47 (соавтор С.Е.Красный).

6. Совершенствование технологии сплошной выемки наклонных залежей с применением взрывной доставки руды // Тез. докл. на IV республ.научн,- техн. конф. — Тбилиси, ИГМ АН ГССР, 1984. — С. 36 - 37 (соавторы: С.Е.Красный, Г.П.Гуненков).

7. Расчет сетки скважин при взрывной доставке руды // Совершенствование методов н средств подземной добычи руд при комплексном освоении месторождений. — М. : МГИ, 1985. — С. 67 - 71.

8. Исследование технологии сплошной выемки наклонных залежей со взрывной доставкой руды // Перспективы развития технологии подземной разработки руд : Тез. докл. Всесоюзн. научн. конф. — М. : МГИ, 1985. — С. 23 - 24 (соавторы : П.А.Кузнецов, В.В.Набатов, С.Е Красный).

9. Совершенствование технологии разработки наклонных залежей средней мощности: Обзор, информ. / Ин-т "Черметинформация".— М.: 1987. — 20 с. (соавтор С.Е.Красный).

10. Расчет полноты взрывной доставки руды // Вопросы разработки месторождений Дальнего Востока. — Владивосток : ДВГУ, 1990. — С. 42 - 47.

11. Разработка наклонных залежей со взрывной доставкой руды II Проблемы геологии, разведки и разработки месторождений полезных ископаемых Дальнего Востока. — Владивосток: ДВГТУ, 1993. — С. 78 - 81. — (Тр. ДВГТУ; Вып. III, сер. 4).

12. Технологические схемы разработки наклонных рудных залежей // Тез. XXXIII научн.-техн. конф. ДВГТУ. — Владивосток : 1993. — С. 76.

13. Проблемы разработки наклонных рудных залежей средней мощности // Тез. XXXIV научн.-техн. конф. конф. ДВГТУ. Кн. 2. — Владивосток : 1994. — С. 61 -63.

14. Совершенствование разработки рудных месторождений Приморья. — Владивосток : Изд-во Дальневост. ун-та, 1991. — 188 с. (соавторы : Е.Е.Марков, А.В.Андреев).

15. Исследование явления заброса отбитой руды в смежное очистное пространство // Проблемы геологии, разведки и разработки месторождений полезных ископаемых Дальнего Востока. — Владивосток : ДВГТУ, 1995. - С. 91 - 96.

16. Аналитический расчет начальной скорости отбрасывания руды при взрывной доставке // Проблемы геологии, разведки и разработки месторождений полезных ис-

копаемых Дальнего Востока. — Владивосток : ДВГТУ, 1995, — С. 87 - 90 (соавтор В.А.Горбунов).

17. Методические принципы повышения эффективности разработки наклонных залежей со взрывной доставкой руды // Экологические проблемы горного производства. Материалы конф. МГТУ и ИПКОН. — М.: 1995. — С. 181 -183.

18. О зональном проектировании взрывной доставки руды при разработке наклонных залежей // Тез. XXXIV научн.-техн. конф. ДВГТУ. — Владивосток, 1994. — С. 98 - 99.

19. Определение показателей извлечения при сплошной выемке наклонных залежей со взрывной доставкой руды // Тез. XXXIV научн.-техн. конф. ДВГТУ. — Владивосток, 1994. — С .99- 100.

20. Подземная разработка рудных месторождений : Учеб. пособие. — Владивосток : ДВГТУ, 1994. — 112 с. (соавтор В.И.Иванов).

21. Повышение эффективности и безопасности разработки наклонных залежей на подземных рудниках // Экология и безопасность жизнедеятельности. Общие проблемы / Материалы междунар. конф.— Владивосток: ДВГТУ, 1994.— С.29 - 30.

22. Развитие методики использования кинетической энергии взрыва на подземных рудниках Н Вестник ДВО РАН. — Владивосток: — 1995. —№ 3. — С.69 - 73.

23. Определение дальности отбрасывания руды при взрывной доставке в наклонных камерах // Изв. вузов. Горн. журн. — 1995. — № 7. — С. 88 - 90.

24. Вопросы экологии и ресурсосбережения при освоении наклонных рудных залежей // Инженерные решения проблем экологии прибрежных регионов. Безопасность жизнедеятельности / Материалы П Тихоокеанской экологической конференции. — Владивосток: ДВГТУ, 1995. — С. 44.

25. Исследование взрывной доставки руды и совершенствование методики расчета // Безопасность труда в промышленности. — 1995. — № 9. — С. 25 - 28.

26. О прогрессивности технологических схем со взрывной доставкой руды // Тез. 35 научн.-техн. конф. ДВГТУ. — Владивосток, 1995. — С. 54 - 55.

27. Информационная база динамической модели взрывной доставки руды // Тез. 35 научн.-техн. конф. ДВГТУ. — Владивосток, 1995. — С. 55 - 56.

28. Влияние истечения продуктов детонации ВВ на скорость отбрасывания руды при взрывной доставке // Изв. вузов. Горн. журн. — 1996. — № 12. — С. 75 - 79 (соавтор В.Н.Секистов).

29. Интегральная классификация и особенности технологических схем со взрывной доставкой руды / Тез. XXXVI научн.-техн. конф. ДВГТУ.— Владивосток: 1996. — С. 55 - 56.

30. Эколого-экономнческая оценка эффективности применения взрывной доставки руды / Тез. XXXVI научн.-техн. конф. ДВГТУ. — Владивосток, 1996. — С. 53 -54.

31. Конструирование и расчет технологических схем со взрывной доставкой руды (методические положения). — Владивосток : Изд-во Дальневост. гос. техн. ун-та, 1996,— 118 с.

32. Альбом технологических схем со взрывной доставкой руды и рекомендации по выполнению подготовительных и очистных работ. — Владивосток: Изд-во Дальневост. гос. техн. ун-та, 1997. — 50 с.

33. Оптимизация параметров выемочного участка при взрывной доставке руды: Учеб.пособие. — Владивосток: Изд-во Дальневост. гос. техн. ун-та, 1997. — 56 с.

34. Руководство и временная инструкция по применению взрывной доставки руды на подземных рудниках АО "Дальполиметалл". — Владивосток: Изд-во Дальневост. гос. техн. ун-та, 1997. — 50 с.

35. Обоснование проектных решений при взрывной доставке руды / Материалы III Международной конференции "Комплексное изучение и эксплуатация месторождений полезных ископаемых". — Новочеркасск: 1997. — С. 317 - 320.

36. Принципы конструирования и расчета технологических схем разработки наклонных залежей со взрывной доставкой руды // Проблемы геологии, разведки и разработки месторождений полезных ископаемых Дальнего Востока. — Владивосток : Изд-во ДВГТУ, 1997. — С. 139 - 144. — (Тр. ДВГТУ; Вып. 118, сер. 4).

37. Методика и результаты лабораторного исследования взрывной доставки руды // Проблемы геологии, разведки и разработки месторождений полезных ископаемых Дальнего Востока. — Владивосток : Изд-во ДВГТУ, 1997. — С. 144 - 149 (соавторы : А.Г.Земляной, Д.В.Зыбин). — (Тр. ДВГТУ; Вып. 118, сер. 4).

38. Патент № 2069756 на изобретение "Способ разработки наклонных рудных тел" по заявке № 94024953/03 от 1.07.94 г.. Авторы: Фаткулин A.A., Звонарев М.И.

39. Патент № 2069755 на изобретение "Способ разработки наклонных рудных тел" по заявке № 94015901/03 от 28.04.94 г. Авторы: Фаткулин A.A., Звонарев М.И.

40. Патент № 2081320 на изобретение "Способ разработки рудных тел" по заявке № 94015903 от 28.04.94 г.. Авторы: Фаткулин A.A., Звонарев М.И.

41. Патент № 2081319 на изобретение "Способ разработки наклонных рудных тел" по заявке № 94015900 от 28.04.94 г.. Авторы: Фаткулин A.A., Звонарев М.И.

Подписано в печать 2.02.98 г. Формат 60x84/16. Печать офсетная. Усл. печ. л. 2,79. Уч.-изд. л. 2,6. Тираж 100 экз.Заказ 010.

Отпечатано в типографии издательства ДВГТУ Владивосток, ул. Пушкинская, 10

Текст научной работыДиссертация по географии, доктора технических наук, Фаткулин, Анвир Амрулович, Владивосток

Министерство общего и профессионального образования РФ Дальневосточный государственный технический университет

На правах рукописи

ФАТКУЛИН Анвир Амрулович

РАЗВИТИЕ НАУЧНО-МЕТОДИЧЕСКИХ И ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ ОСНОВ РАЗРАБОТКИ НАКЛОННЫХ ЗАЛЕЖЕЙ СО ВЗРЬЮНОЙ ДОСТАВКОЙ РУДЫ

Диссертация на соискание ученой степени доктора технических наук

учению стеи-зя;

.'ШШ

Владивосток -1997

ОГЛАВЛЕНИЕ

ВВЕДЕНИЕ........................................................................................ 7

1. ОТРАБОТКА НАКЛОННЫХ ЗАЛЕЖЕЙ СО ВЗРЫВНОЙ ДОСТАВКОЙ РУДЫ: СОСТОЯНИЕ ВОПРОСА, ПОСТАНОВКА

ПРОБЛЕМЫ И ЗАДАЧИ ИССЛЕДОВАНИЯ................................... 15

1.1 .Обобщение и анализ опыта взрывной доставки руды

на подземных рудниках................................................................. 15

1.2. Анализ научных исследований и методов расчета взрывной доставки руды................................................................................. 27

1.3. Анализ морфологического состояния минерально-сырьевой базы рудных месторождений России и стран СНГ................................. 46

1.4. Оценка прогрессивности технологии с применением взрывной доставки руды................................................................................ 50

1.5. Постановка проблемы, цели и задачи исследований................... 58

Выводы ............................................................................................. 62

2. КОМПЛЕКСНОЕ ИССЛЕДОВАНИЕ ТЕОРЕТИЧЕСКИХ ОСНОВ ВЗРЫВНОЙ ДОСТАВКИ РУДЫ........................................................ 64

2.1. Предпосылки и сущность зонального подхода в исследовании взрывной доставки руды............................................................... 64

2.2. Критерии и показатели зонального проектирования................... 75

2.3. Определение начальной скорости отбрасывания руды с учетом истечения продуктов взрыва.......................................................... 86

2.4. Определение дальности отбрасывания руды в очистном пространстве при различных схемах отбрасывания..................... 107

2.5. Оценка приращения дальности отбрасывания руды и расчет

сетки скважин при сгущении их в нижней части слоя.................. 132

2.6. Расчет полноты взрывной доставки руды..................................... 139

2.7.0ценка выхода рудной мелочи при взрыве плоских

систем зарядов............................................................................... 145

Выводы............................................................................................. 154

3. ЭКСПЕРИМЕНТАЛЬНЫЕ ИССЛЕДОВАНИЯ ВЗРЫВНОЙ ДОСТАВКИ РУДЫ.............................................................................. 157

3.1. Исследование процесса отбрасывания руды и формирования навала в лабораторных условиях................................................... 157

3.1.1. Цели лабораторного исследования. Метод исследования

и условия подобия.................................................................... 157

3.1.2. Расчетные формулы и техника эксперимента......................... 168

3.1.3. Результаты лабораторного исследования................................ 174

3.2. Экспериментальное исследование взрывной доставки руды

в производственных условиях..........................................................184

3.2.1. Цели и методика проведения исследования............................184

3.2.2. Определение дальности отбрасывания и полноты взрывной доставки руды в опытно-промышленном блоке..................... 189

3.2.3. Исследование влияния заброса отбитой руды в примыкающее очистное пространство смежной панели на полноту доставки.................................................................................... 196

3.2.4. Установление рационального расположения скважин

по высоте отбиваемого слоя.................................................... 209

Выводы .............................................................................................. 212

4. ПРИНЦИПЫ КОНСТРУИРОВАНИЯ И ПЕРСПЕКТИВНЫЕ ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЕ СХЕМЫ СО ВЗРЫВНОЙ ДОСТАВКОЙ РУДЫ .....................................................................................................214

4.1. Элементы и принципы конструирования технологических схем

со взрывной доставкой руды............................................................214

4.2. Технологическая схема со взрывной доставкой руды

в промежуточную траншею........................................................... 238

4.3. Технологическая схема со смещенными по восстанию основными рудоприемными выработками....................................................... 245

4.4. Технологическая схема с формированием твердеющей подпорной стенки...............................................................................................247

4.5. Технологическая схема с продольно-поперечной выемкой

запасов камеры................................................................................253

4.6. Технологическая схема с двойным рядом рудоприемных выработок........................................................................................256

4.7. Технологическая схема со взрывной доставкой руды по простиранию....................................................................................258

4.8. Технологическая схема с компенсационным рудным целиком.....260

4.9. Технологическая схема со взрывным сбросом руды в воронки .... 262

4.10. Технологическая схема с криволинейной поверхностью кровли

и наклонным забоем.......................................................................264

4.11. Технологическая схема со взрывомагнитной доставкой руды .... 269

4.12. Технологическая схема со взрывной доставкой замагазиниро-ванной руды...................................................................................271

Выводы...............................................................................................274

5. МЕТОДИЧЕСКИЕ ПОЛОЖЕНИЯ ПРОЕКТИРОВАНИЯ ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ СХЕМ СО ВЗРЫВНОЙ ДОСТАВКОЙ РУДЫ............... 277

5.1. Вводные положения..........................................................................277

5.2. Методика определения дальности отбрасывания руды..................277

5.2.1. Определение начальной скорости отбрасывания.....................277

5.2.2. Расчет дальности отбрасывания во второй технологической зоне ( по схеме с плоскопараллельным выбросом)................. 284

5.2.3. Расчет дальности отбрасывания в третьей технологической зоне ( по схеме с криволинейной поверхностью газовой полости )..................................................................................... 285

5.3. Методика определения размеров технологических зон в наклонных выемочных участках................................................................ 285

5.4. Методика определения параметров и показателей скважинной отбойки руды с учетом расстояния доставки................................. 290

5.5. Определение показателей извлечения руды................................... 299

5.6. Определение полноты зачистки почвы очистного пространства

от остатка отбитой руды.................................................................. 309

5.7. Методика оперирования запасами наклонного выемочного участка.............................................................................................. 318

5.8. Определение срока отработки выемочного участка ( особенности расчета )............................................................................................ 323

5.9. Решения в нестандартных ситуациях..............................................328

6. ЭКОЛОГО-ЭКОНОМИЧЕСКАЯ ЭФФЕКТИВНОСТЬ И СОЦИАЛЬНЫЕ ПОСЛЕДСТВИЯ РЕЗУЛЬТАТОВ ИССЛЕДОВАНИЯ...............333

6.1. Эколого-экономическая оценка эффективности технологических схем со взрывной доставкой руды.................................................. 333

6.2. Сравнительная оценка повышения безопасности работ при внедрении технологических схем со взрывной доставкой

руды...................................................................................................347

6.3. Оценка исследуемой технологии по ресурсосберегающим факторам............................................................................................352

6.4. Определение оптимальных параметров технологических схем

и их вариантов (экономико-математическая модель)....................360

6.5. Экономическая оценка использования результатов исследования

на горных предприятиях................................................................. 380

6.6. Особенности и перспективы использования взрывной доставки

руды в практике рудников Дальнего Востока............................... 396

Выводы............................................................................................... 403

ЗАКЛЮЧЕНИЕ.......................................................................................... 405

Список использованной литературы........................................................ 409

Приложения ............................................................................................... 431

ВВЕДЕНИЕ

Актуальность работы. Рациональное использование недр невозможно без применения систем разработки, обеспечивающих максимально возможную полноту выемки полезного ископаемого при минимальном уровне техногенного воздействия на окружающую среду. Особенно остро проблема выбора оптимальных вариантов технологии встает при все более широком вовлечении в эксплуатацию наклонных рудных залежей средней мощности, в которых находится до 15 - 20 % запасов руд черных и цветных металлов. Традиционно применяющиеся здесь системы разработки имеют ряд существенных недостатков. Сплошная и камерно-столбовая системы характеризуются высокими (до 35 - 40 %) потерями руды в целиках и повышенной опасность горных работ, так как люди находятся в открытом очистном пространстве. Этажно-камерная система сопровождается высоким удельным расходом подготовительно-нарезных работ. При этом значительное количество пустых пород от проведения выработок (до 80 -120 м3/1000 т руды) размещается на земной поверхности в отвалах, что негативно влияет на окружающую среду. При совместной выдаче пород с рудой возрастает конструктивное разубоживание, и, в итоге, увеличиваются площади хвостохранилищ, что также ведет к увеличению загрязнения окружающей среды.

Снизить уровень техногенного воздействия на окружающую среду, повысить полноту извлечения руды, эффективность и безопасность отработки наклонных залежей средней мощности позволяет применение технологии со взрьюной доставкой руды. Однако анализ практики работы рудников и проектных организаций показывает, что, несмотря на имеющиеся научно-технические разработки, применение взрывной доставки сдерживается из-за отсутствия единого комплекса научно-обоснованных методи-

ческих положений по ее проектированию, позволяющих определять рациональные параметры выемочных камер и панелей, выполнять расчеты буровзрывных работ, определять показатели извлечения руды и т.д. Создание такого комплекса методических положений и внедрение его в практику проектирования составляет актуальную проблему, решение которой обеспечит реальную конкурентоспособность технологии со взрывной доставкой руды и широкое применение ее в практике рудников, что позволит улучшить состояние окружающей среды и повысить эффективность и безопасность разработки наклонных залежей.

Целью исследований является разработка принципов и развитие методических основ проектирования технологических схем выемки с применением взрывной доставки руды, обеспечивающих повышение полноты использования недр, снижение уровня техногенного воздействия на окружающую среду, повышение эффективности и безопасности подземной разработки наклонных залежей средней мощности,

Основная идея работы: полнота извлечения запасов руды и низкий уровень техногенного воздействия на окружающую среду обеспечиваются за счет рациональных параметров выемочного участка и буровзрывных работ, принятых на основе единого методического подхода, заключающегося в том, что наклонный выемочный участок рассматривается как неоднородное по своим технологическим свойствам пространство, параметры которого частично обусловлены горно-геологическими условиями, но в основном формируются посредством конструктивных элементов и зонального оперирования запасами руды.

Методы исследований: обобщение результатов научных исследований и опыта взрывной доставки руды; аналитическое исследование и обоснование зонального характера взрывной доставки руды в наклонном выемочном участке; лабораторное моделирование различных схем отбрасывания в замкнутом очистном пространстве; экспериментальные иссле-

дования в производственных условиях; статистические методы обработки результатов исследований; системное исследование технологических схем со взрывной доставкой руды; математическое моделирование.

Научные положения, защищаемые автором:

- комплекс разработанных методических положений по расчету и конструированию технологических схем со взрьюной доставкой руды обеспечивает широкое применение их в практике рудников, что ведет к снижение уровня техногенного воздействия на окружающую среду, повышению полноты извлечения руды, росту эффективности и безопасности подземной разработки наклонных залежей;

- высокая степень регулирования дальности отбрасывания и полноты взрывной доставки руды обеспечивается применением конструктивных элементов различного функционального назначения, формируемых в очистном пространстве;

- выбор оптимальных параметров технологических схем со взрывной доставкой руды достигается на основе выделения по длине наклонного выемочного участка зон, в пределах которых процесс отбрасывания руда характеризуется рядом отличительных признаков, определяющих различие в методике расчета параметров отбойки руды и показателей взрывной доставки в указанных зонах;

- открытое очистное пространство смежной панели является фактором, существенно влияющим на результаты взрывной доставки руды, что проявляется в снижении дальности отбрасывания руды вследствие истечения газообразных продуктов взрыва на границе раздела панелей, а также в уменьшении полноты доставки за счет заброса части отбитой руды в смежную панель.

Достоверность научных положений, выводов и рекомендаций подтверждается соответствием результатов теоретических, лабораторных и производственно-экспериментальных исследований, принятием разрабо-

тайных методик и технологических схем проектно-исследовательскими, производственными и научными учреждениями в качестве проектной документации, совпадением результатов теоретических исследований с результатами промышленных испытаний, полученных другими авторами, а также патентами на изобретения.

Научная новизна работы заключается в следующем:

- разработаны принципы проектирования технологических схем со взрывной доставкой руды и установлены новые зависимости, положенные в основу определения оптимальных вариантов технологии с учетом полноты использования недр, экологического и экономического ущерба от размещения отходов производства на земной поверхности;

- предложены новые конструктивные элементы технологических схем, обеспечивающие повышение дальности отбрасывания и полноты взрывной доставки руды; обоснованы рациональные параметры технологических схем и их элементов в различных горно-технических условиях;

- предложен и обоснован метод зонального подхода к проектированию взрывной доставки руды, позволяющий на основе различной схематизации исследуемого процесса в зонах определять рациональные параметры отбойки и показатели извлечения руды при отработке наклонного выемочного участка;

- определены характер и степень влияния открытого очистного пространства смежной панели на показатели взрывной доставки руды: установлена зависимость дальности отбрасывания от величины удельного расхода ВВ с учетом истечения газообразных продуктов взрыва на границе раздела панелей; установлена зависимость полноты взрывной доставки с учетом заброса части отбитой руды в смежную панель;

Научное значение работы состоит в разработке единых принципов и развитии научно-методических основ проектирования технологических

схем со взрывной доставкой руды, обеспечивающих полноту использования недр и повышение экологической эффективности.

Практическое значение работы состоит в :

- создании новых технологических схем разработки наклонных залежей со взрывной доставкой руды, обеспечивающих высокую полноту извлечения полезного ископаемого из недр и повышение безопасности очистных работ;

- уменьшении уровня техногенного воздействия на окружающую среду за счет снижения обьема пустых пород, выдаваемых на поверхность;

- повышении эффективности разработки наклонных залежей за счет снижения материальных и трудовых затрат на добычу;

- разработке и внедрении на предприятиях и в проектных организациях расчетных методик, позволяющих определять рациональные параметры отбойки руды, показатели взрывной доставки и размеры выемочных участков в различных горно-технических условиях.

Результаты исследований явились основой для разработки "Руководства и временной инструкции по применению взрывной доставки руды на подземных рудниках АО "Дальполиметалл", технических проектов, паспортов и рекомендаций для отработки наклонных рудных залежей Урала и Дальнего Востока.

Реализация результатов работы. Основные положения, расчетные методики и технологические схемы использованы при проектировании опытно-промышленных блоков на ГБРУ, в АО "Дальполиметалл", в Лермонтовской ГРК, приняты в качестве проектной документации Институтом "Уралгипроруда", Институтом горного дела ДВО РАН, Институтом горного дела Севера СО РАН, АООТ "Союзнеруд", АО "Бор", госпредприятием "Дальметаллпроект", институтом "ДальвостНИИпроект", АОЗТ "Горняк", "Полиметалл", ассоциацией РИМС ("Рациональное использование минерального сырья"), Хрустальненской ГРК, АО "Солнечный ГОК", АП

"Нижнеамурзолото", Дальневосточной горно-строительной компанией, Уссурийским специализирова�

Информация о работе

Фаткулин, Анвир Амрулович
доктора технических наук
Владивосток, 1997
ВАК 11.00.11

Диссертация

Развитие научно-методических и технологических основ разработки наклонных залежей со взрывной доставкой руды - тема диссертации по географии, скачайте бесплатно

Автореферат

Похожие работы