Подземная разработка месторождений

6	Характер подбучивания кровли, недозакладка
	Б.А. Вольхин Кн = Sзакл/Sобщ	0,75 - 1

7Учет пригрузки вышележащих слоев:

а) Г.Н. Кузнецов, Н.Ф. Замесов, В.Н. Калмыков

	К = (1 + Кп)				1,5	– 3
	б) О.В. Рогожников				0,25Н
		ð			1,5	-2
	в) В.В. Попов К =		ÍÊ п при Р более 1; Кп=1-0,4
	II при камерной системе
8
	Характер объемного нагружения:
	а) Б.А. Вольхин, Р.Ш. Азимов				1,62
	б) В.М. Хомяков Коб = ζсж (1 – ν)/(1 – 2 ν)-1				1,2	– 3,5
	в) М.Н. Цигалов				1,4	– 2
	г) В.И. Култышев				1,3
9	Характер опор вторичных камер:
	а) Н.Ф. Замесов, В.Н. Калмыков				0,8
	б) Р.Ш. Азимов				0,8
10	Сейсмическое действие скважинной отбойки:
	а) М.Н. Цигалов				0,7
	б) Р.Ш. Азимов				0,7	–0,8
	в) Н.Ф. Замесов, В.Н. Калмыков				0,8
	г) В.В. Дейнер				0,7

11Учет наклона обнажения при К α = cos2 α + ήsin2 α:

Кву = К90у/[1+(1+tgΨ tg α]-1 + sinθ tgθ/(2+ tgΨ tg α)

12Учет отношения высоты целика к его ширине

а) Е.Церн К11ф = bö / hö

б) Н. Баушингер К11ф = 0,775 + 0,22 bц/hц

в) Б.А. Вольхин

К11ф = 1,05 – 0,05 bц/hц при hц более bц

г) А.М. Ильштейн, Ю.М. Либерман К11ф = 1,15 – 0,15 bц/hц при 1 < hц / bц<3

д) Ю.М. Карташев, А.Б. Фадеев

К11ф = 0,75 – 0,496 bц/hц при 0,6 < hц / bц<2,2

5.20.4.1. Транспортировка твердеющей закладки в самотечном режиме

Предельная длина горизонтального участка, м,

(335)

где р - объемная масса закладочной смеси, кг/м ; H-высота наполнения закладкой вертикального става трубопровода, принимается равной 0,7-0,8 высоты вертикального става; α -угол наклона трубопровода к горизонту, градус; Р - удельные потери давления

241

при движении за счет вязкости смеси, Р < 105 Па; (NKL,K) - суммарная длина колен и

поворотов трубопровода из расчета: один поворот на 90° радиусом 1 м соответствует LK = 20 м.

Диаметр трубопровода, м,

D= Q / 900		(336)

где Q - производительность закладочного комплекса, м3/ч; v - средняя скорость движения смеси по трубопроводу, v = 0,5-0,7 м/с.

5.20.4.2. Транспортировка твердеющей закладки в самотечно-пневматическом режиме

Длина горизонтального участка трубопровода до пневмоврезки, м,

(337)

Lгор - максимальная длина горизонтального самотечного участка трубопровода (см. самотечный режим), м; Ро - давление сжатого воздуха в магистральной сети, обычно Ро = 5 атм = 5*105 Па; Рпн - удельные потери давления сжатого воздуха в трубопроводе на участке пневмотранспорта, Рпн = 65-103 Па/м при d- 200 пн мм и v = 2 м/с.

Длина пневмотранспортирования закладки, м,

(338)

где d — диаметр трубопровода м, Кзап – коэффициент запаса, равен 1,3; v - средняя

скорость пневмотранспортирования v = 1,8-2,2 м/с; Q - производительность закладочного комплекса, м3/ч.

Общая длина горизонтального участка трубопровода, м,

(339)

где Nпн - количество пневмоврезок на этом горизонтальном участке.

Расход сжатого воздуха на пневмотранспортировании 1 м3 закладки на расстояние 1 м, M3/M3,

				(340)
где S - площадь сечения трубопровода, м2; Nнп - количество пневмоврезок на этом
горизонтальном	участке;	Lэж -	фактическое расстояние между		пневмоврезками
(эжекторами), м.
	5.20.4.3. Контроль прочности закладочного массива
1. Ударный	метод	-	прочность	определяется	по	диаметру
лунки после удара шариком с определенной силой.
2. Керновый	метод	-	производится	испытание	на	сжатие
выбуренного из массива керна d= 59 мм или 76 мм, МПа,
ζкерн = P/S; ζкубик = ζкерн(D/H)-0,5				(341)
где D - диаметр керна, м; Р - разрушающая нагрузка, МН; S- площадь сечения керна,
м2; Н- длина керна, м.
3. По пробам твердеющего раствора, подаваемого в шахту, МПа,
ζкубик = P/S;				(342)
4. Ультразвуковой метод заключается в определении скорости					распространения

продольной звуковой волны в закладке (от одного датчика до другого) - по таблицам

242

справочников	и	тарировочным	кривым.	Приборы:	ИПА-59,	УКБ-1,
УК-10П.

5. Электрометрический метод (по Б.М. Беляеву - В.В. Дейнеру) заключается в определении прочности по тарировочным кривым, построенным по зависимости прочности образцов закладки на одноосное сжатие от приращения со временем удельного электрического сопротивления твердеющей за кладки «в образце». Тарировочные кривые составляются для закладки различного состава, типы которых наиболее часто используются на данном руднике (рис. 5.3).

Измерение удельного электрического сопротивления осуществляют с помощью электродов (медных или стальных)

кг/см

Рис. 5.3. Номограмма для определения прочности твердеющей закладки (состав: вяжущее - портландцемент М400, ПГС и вода)

d = 6-8 мм и L = 80 мм на текстолитовой (или из оргстекла) пластинке с расстоянием между ними b = 80 мм. Удельное электрическое сопротивление, Ом*м,

p = kU/I,	(343)
где U- напряжение постоянного тока на электродах, Весила этого тока, А;
К- коэффициент измерительной установки-прибора, обычно К= 0,1 м.
Приращение удельного электрического сопротивления, Ом-м,
Р = Рt- Ро	(344)

где Рt - удельное сопротивление закладки в возрасте t суток, Ом*м; Р0 - начальное удельное сопротивление закладки, измеренное в первые сутки твердения - в возрасте 12-24 ч после начала твердения, Ом*м.

Напряжения и силу тока можно определить любым переносным амперметром, например Ц4311 и Ц4313, или измерителем сопротивления М416.

Впогашаемой секции датчики устанавливаются на высоте 0,5-1,5 м от почвы выработки

-из расчета 1 датчик на 100— 150 м3 подземной полости.

243

Контрольные вопросы

1.Основные технологические процессы при ведении подземных горных работ?

2.Вспомогательные технологические процессы?

3.Отбойка руды?

4.Выбор бурового оборудования?

5.Расчет шпуровой отбойки?

6.Расчет основных показателей паспорта БВР?

7.Расчет скважинной отбойки?

8.Особенности отбойки пучковыми скважинами?

9.Особенности отбойки в зажатой среде?

10.Особенности отбойки с учетом напряженно-деформированного состояния (НДС)?

11.Отбойка параллельными комплектами сближенных скважин?

12.Расчет технико-экономических показателей БВР?

13.Выбор зарядной машины?

14.Интервал замедления электродетонаторов?

15.Сейсмобезопасные расстояния и допустимая масса заряда ВВ?

16.Особенность контурного взрывания?

17.Механическая и электрофизическая отбойка?

18.Доставка и погрузка руды?

19.Выбор погрузочных машин?

20.Доставка руды силой взрыва?

21.Оптимизация длины доставки?

22.Выпуск руды?

23.Расчет производительности бурения шпуров?

24.Расчет производительности бурения скважин?

25.Расчет расход ВВ при вторичном дроблении негабарита?

26.Расчет производительности доставки руды?

27.Способы поддержания очистного пространства?

28.Виды закладки выработанного пространства?

29.Понятие разнопрочной твердеющей закладки?

30.Транспортировка твердеющей закладки в самотечном режиме?

31.Контроль прочности закладочного массива?

244

Глава 6 ПОЛНОТА ИСПОЛЬЗОВАНИЯ РУДНИКОМ НЕДР

Это, можно сказать, коэффициент полезного действия (КПД) горно-рудного предприятия. По данным геологической оценки, есть некоторое количество балансовых запасов, и чем ниже будут потери этих запасов и количество примешанной пустой породы (разубоживание), тем выше полнота использования недр. При промышленной оценке месторождений, при выборе способов и систем разработки помимо стоимостных показателей затрат на добычу необходимо учитывать экономические последствия от потерь и разубоживания руды.

Повышение уровня потерь по сравнению с проектным уровнем приводит к увеличению себестоимости добычи руды по руднику в целом, так как теперь ранее сделанные расходы надо разделить на меньшее количество извлеченной руды.

Повышение же уровня разубоживания по сравнению с проектным приводит к дополнительным затратам на транспортировку и переработку на обогатительной фабрике дополнительного (непредусмотренного) объема пустых пород.

6.1. Классификация потерь руды по месту их образования (по В.Г. Иванову, ПромНИИПроект)

1.Потери при освоении месторождения.

1.1.Потери, связанные с условиями строительства рудника, оконтуривания балансовых запасов, геологическими особенностями месторождения.

1.2.Потери, связанные со способом вскрытия и подготовки месторождения (оставленными охранными и барьерными целиками).

2.Эксплуатационные потери при разработке месторождения.

2.1.Потери в неотбитой руде:

•при подготовке блоков к очистной выемке (в целиках, завалах);

•при очистной выемке (у контактов, в невыработанных участках, брошенных рудных целиках).

2.2.Потери в отбитой руде:

•при очистной выемке в гребнях выпуска, в закладке, на стенках лежащего бока камер, при забойной сортировке, на крепи;

• при погрузке, транспортировке и складировании руды;

•при сортировке и обогащении на рудоперерабатывающей фабрике.

6.2. Классификация разубоживания

Классификация - по месту примешивания пород:

1.При отбойке руды - законтурными объемами взорван ной пустой породы.

2.При выпуске руды - примешанными неумышленно обрушенными породами или при применении систем разработ ки с принудительным обрушением руды и пород - при несо блюдении расчетного режима выпуска из разных воронок.

Экономический ущерб от потерь, отнесенный на 1 т добытой руды (по Г.Г. Ломоносову), у.е./т:

(345)

245

где П - потери, отн.ед., включают: Пн - потери в неотбитой руде; По - потери в отбитой руде; R - разубоживание, ош.ед.; Ср, Сп, Са, Со - затраты на разведку, переработку примешанной породы вместо руды и подготовку (нарезку) токов, амортизацию сооружений (оборудования) и отбойку и- доставкой и поддержанием очистного пространства), у.е./т; ά - среднее содержание металла в добытой рудной массе с плановыми потерями и разубоживанием, отн.ед.; ε - коэффициент извлечения металла из руды при переработке на РПК, отн.ед.; β - плановое содержание металла в концентрате, • чп.ед.; Цо - цена на 1 т концентрата, у.е; Сс - общая себестоимость добычи и переработки 1 т руды в концентрат, у.е. Экономический ущерб от

разубоживания, отнесенный на 1 т добытой руды (по Г.Г. Ломоносову), у.е./т,

(346)

где В - количество разубоживающей массы пород, т или м3; Д- количество добытой рудной массы, т или м3; К0 - переводной коэффициент от объема разубоживающих пород к отбитому объему рудной массы; Э - эксплуатационные расходы по руднику, у.е./т; Кп - переводной коэффициент на снижение выхода металла из разубоженной рудной массы при переработке ее на РПК.

6.2.1. Методы определения фактических показателей извлечения руды

Ведет учет потерь и разубоживания геолого-маркшейдерская служба рудника. Известны прямые и косвенные методы определения их.

При прямых методах замеряют количество теряемой руды и количество засоривших ее пород, отн. ед. - это возможно лишь при доступе людей в очистное пространство и непосредственном замере объемов:

(347)

где П, и ά, - количество и содержание теряемых запасов по видам потерь соответственно; В и ά пор - количество и содержание примешиваемых пород соответственно; Б и άруда - количество и среднее содержание балансовых запасов соответственно.

При косвенных методах замеряют количество и содержание добытой рудной массы и сравнивают со средним содержанием балансовых запасов, отн. ед.:

(349)

246

Д и ά р.м. - количество и содержание добытой рудной массы соответственно.

6.3. Нормирование показателей извлечения руды

Существует некоторый оптимальный и экономически оправданный уровень потерь руды, соответствующий наиболее выгодному способу добычи руды. Для определения этого уровня при проектировании выбираются несколько конкурентоспособных вариантов вскрытия, подготовки и ведения очистных работ. По всем вариантам определяют величины потерь и разубоживания (они стандартны для отдельного способа ведения очистных работ), затем для каждого блока выбирают наиболее выгодный вариант системы разработки из условия минимума затрат или по чистому дисконтированному доходу (сравнение по ЧДД приведено отдельно - в гл. 2), например:

Сi, Упi, Ур.i, - себестоимость добычи, ущерб от потерь и от рачубоживания руды по блоку соответственно, у.е./т или - с./м3; / - номер блока.

Полученные таким образом величины потерь и разубожи-|.ания принимаются за нормативные по данному блоку, а по руднику в целом нормативные показатели рассчитываются I..IK средневзвешенные величины, отн. ед.:

(350)

где Пi, и RI - нормируемые потери и разубоживание в отдельных блоках соответственно; Бi,- - балансовые запасы руды в этих блоках, т или м3.

6.4.Основные мероприятия по снижению потерь и разубоживания

1.Правильный, оптимальный выбор системы разработки в блоке и устойчивых параметров обнажений горного массива.

2.Рациональный порядок отработки горизонтов, этажей, блоков.

3.Своевременный выпуск (в оптимальном режиме) отбитой руды и крепление очистного пространства, зачистка руды в очистных выработках.

4.Интенсивная отработка и погашение блока до опасного развития сдвижений пород.

5.Рациональное обоснование кондиций и минимального промышленного содержания руды и оконтуривание запасов.

6.Рудосортировка рудной массы - управление качеством руды от забоя до РПК.

7.Концентрация горных работ - сосредоточение оборудования и технологических процессов по этажу и горизонту применительно к каждой системе разработки.

8.Создание пространственных несущих конструкций (из твердеющей закладки) в неустойчивых зонах горного массива.

6.5.Нормирование потерь и разубоживания при разработке руд радиоактивных металлов

6.5.1.Разубоживание при добыче радиоактивных руд

6.5.1.1. Разубоживание при нисходящей слоевой выемке с закладкой выработанного пространства твердеющей смесью

247

При добыче радиоактивных руд системой «нисходящая слоевая выемка с закладкой выработанного пространства твердеющей смесью», как указывалось ранее, для уборки и

транспортировки	отбитой горно-рудной массы применяется самоходная техника.
Наиболее широко	применяемой ПДМ является машина типа МПДН-1М. При

использовании этой техники минимально допустимая ширина очистного пространства составляет 3,5 м. Поэтому при отбойке рудных тел мощностью до 3,1 м разубоживание определяется по формуле

Ро = (3,5 - mcр )/3,5*100, %,		(352)
где mср - средняя мощность рудного тела, м.
При отбойке более мощных рудных тел разубоживание		рассчитывается исходя из
прирезки с каждой стороны рудного тела по 0,2 м по формуле
Ро =0,4/ (mcр +0,4)*100, % .		(353)
Анализ зависимости	разубоживания при отбойке от средней мощности рудных тел в
диапазоне 1,5…16	м позволил вывести формулу разубоживания, отвечающую
оптимальным условиям отбойки руды
Ро = 0,873/mср*100, % .		(354)

При отбойке рудных тел мощностью более 3,5 м в заходках второй очереди имеет место разубоживание при отбойке закладкой. При удовлетворительном качестве закладочной смеси и выполнении необходимых технологических условий отбойки прихват закладки возможен лишь на контакте с рудным массивом и не должен превышать 0,1 м, что доказано экспериментально. Разубоживание при этом определяется по формуле

Рз = [0,1*(n – 1)]/3,5*n*100, %,	(355)
где n - количество заходок шириной 3,5 м, равное:	n = mср/3,5;

(n–1) - количество поверхностей соприкосновения первичных и вторичных заходок, где формируется разубоживание закладкой.

Для рудных тел мощностью более 3,5 м общее разубоживание (породой и закладкой)

можно выразить формулой
Р = (1,5*mср +90)/ mср, , %.	(356)

6.5.1.2.Разубоживание при отработке запасов подэтажными штреками

При отработке запасов системой «подэтажных штреков» разубоживание формируется в процессе отбойки и выпуска боковыми породами.

Анализ результатов многолетней отработки запасов этой системой позволил вывести эмпирическую формулу зависимости разубоживания при отбойке от мощности рудного тела и показателя изменчивости рудного контура

Ро = (40 – 1,5*mср) *√/ mср * Кс , %,		(357)
где Кс – показатель изменчивости рудного тела, Кс= 2,017/ mср.
Разубоживание при выпуске	формируется за счет самообрушения		вмещающих
пород с бортов и кровли камер. По результатам многолетних наблюдений			установлена
зависимость разубоживания при выпуске от мощности рудного тела
Рвып = 1,5*mср,, %.		(358)
Общее разубоживание при	ведении очистных работ	системой	«подэтажные
штреки» определяется по формуле
Р = (Ро + Рвып)* (1,015 –0,015*mcр), % .		(359)

248

6.5.1.3. Разубоживание при отработке запасов подземным выщелачиванием

Учет и нормирование разубоживания при ведении очистных работ системой «блоковое магазинирование со скважинной отбойкой руды и последующим ее выщелачиванием» не производится, так как отбойка камер ведется с включением в ее контур ореола забалансовых руд и пустых пород для достижения геометрически правильного контура камеры, позволяющего управлять процессом подачи рабочих растворов и улавливания продуктивных растворов. При этом привнесенный с забалансовой рудой в контур камеры металл включается в процесс выщелачивания, увеличивая потенциальный ресурс урана.

6.5.2.Потери при добыче радиоактивных руд

6.5.2.1.Потери при нисходящей слоевой выемке с закладкой выработанного

пространства твердеющей смесью Урановые месторождения характеризуются высокой изменчивостью параметров

рудных тел. Слоевая система благодаря своей гибкости дает возможность отрабатывать запасы с минимальными потерями, без оставления в недрах присущих другим системам временных и постоянных охранных целиков. Но при использовании для доставки горнорудной массы самоходных погрузодоставочных машин ширина очистной выработки регламентирована габаритами применяемой техники, поэтому при отбойке запасов рудных тел на участках малой мощности и с низким содержанием происходит разубоживание руды до забалансового содержания в ней полезного компонента. Горнорудная масса, сформировавшаяся при отбойке на этих участках рудных тел, проходя через рудоконтрольные станции шахт (РКС), отбраковывается в отвалы забалансовых руд, т. е. уходит в потери. Выемка запасов на таких участках экономически неоправдана: более выгодно оставить эти запасы в недрах, рассматривая их как потери неотбитых руд.

При анализе общих потерь по источникам образования на очистных работах установлено, что данный вид потерь является преобладающим и определяет уровень полноты извлечения запасов из недр. Поэтому для выбора наиболее эффективной технологии и размеров применяемой техники при проектировании и планировании очистных работ необходима методика определения уровня потерь в эксплуатационных блоках в конкретных горно-геологических условиях и для конкретной погрузодоставочной техники.

Для прогнозирования потерь неотбитых руд в условиях заданной ширины очистного пространства необходимо решить задачу определения доли запасов на участках, где при отбойке происходит разубоживание руды до содержания ниже установленного предела.

Расчетным путем построено семейство кривых для определения области формирования товарных руд при отбойке в зависимости от мощности рудного тела, содержания металла в нем и заданной ширины очистного пространства (рис. 6.2.). Зависимости определяются исходя из заданного разубоживания при отбойке, мощности рудного тела и предельного содержания металла в рудной массе.

249

Рис. 6.2. Области формирования товарных руд при отбойке в зависимости от мощности рудного тела, содержания металла в нем и ширины очистного пространства

Ширина очистного пространства mo (м) рассчитывается из выражения

mo =mp/ 1- Р, м

(360)

где mp — средняя мощность рудного тела, м; Po - разубоживание при отбойке, доли ед.

Содержание металла в балансовых рудах . (усл. ед.) равно

ά = ( aп - Po* b)/( 1-Po), %

(361)

где aп —предельное содержание металла в рудной массе, усл. ед.; b — содержание металла в разубоживающих породах, усл. ед.

Содержание металла в теряемых неотбитых балансовых рудах άп (усл. ед.)

рассчитывается по формуле
άп-=35+0,13*ά,	(362)

определяющей его зависимость от среднего содержания металла в погашаемом блоке (рудном теле). Зависимость получена эмпирическим путем при обработке результатов анализа работы 86 эксплуатационных блоков с разным средним содержанием в балансовых рудах. При этом учитывались неотбитые фланговые участки рудных тел и участки, на которых в результате разубоживания не получена товарная руда.

Мощность теряемых участков рудных тел определяется по графику, приведенному на рис. (6.2) Доля запасов теряемых неотбитых руд Т н,р (%) определяется по графикам на рис. (6.3.)

Зависимости распределения запасов руды по классам мощности от средней мощности рудных тел выведены в результате анализа большого объема информации, полученной при отработке запасов месторождений Стрельцовского рудного поля.

Доля запасов металла, приходящихся на теряемые балансовые руды (М т. кл) определялась по семейству вогнутых кривых, описывающих зависимость распределения содержания по классам от среднего содержания металла в рудном теле (рис. 6.5.), выявленную путем анализа фактического распределения запасов металла по классам содержания.

Относительные потери металла в неотбитых рудах Пн.р. (%) рассчитываются по формуле

Пн.р = Т н,р* М т. Кл/100, %

(363)

250