Электронная библиотека диссертаций и авторефератов России
dslib.net
Библиотека диссертаций
Навигация
Каталог диссертаций России
Англоязычные диссертации
Диссертации бесплатно
Предстоящие защиты
Рецензии на автореферат
Отчисления авторам
Мой кабинет
Заказы: забрать, оплатить
Мой личный счет
Мой профиль
Мой авторский профиль
Подписки на рассылки



расширенный поиск

Обоснование конструкции и параметров комбинированной системы разработки наклонного месторождения кварца Барановский Кирилл Васильевич

Диссертация - 480 руб., доставка 10 минут, круглосуточно, без выходных и праздников

Автореферат - бесплатно, доставка 10 минут, круглосуточно, без выходных и праздников

Барановский Кирилл Васильевич. Обоснование конструкции и параметров комбинированной системы разработки наклонного месторождения кварца: диссертация ... кандидата Технических наук: 25.00.22 / Барановский Кирилл Васильевич;[Место защиты: ФГБОУ ВО Магнитогорский государственный технический университет им. Г.И. Носова], 2016

Содержание к диссертации

Введение

ГЛАВА 1 Состояние изученности вопроса, цель и задачи исследований 9

1.1 Геолого-промышленная и горнотехническая характеристика Кыштымского месторождения гранулированного кварца 9

1.2 Анализ теории и практики разработки наклонных рудных тел средней мощности 12

1.3 Обобщение опыта и пути совершенствования технологии отработки наклонных рудных тел 25

1.4 Цель, задачи и методы исследования 30

ГЛАВА 2 Исследование показателей извлечения, конструирование и выбор системы разработки наклонного месторождения кварца 32

2.1 Установление факторов, влияющих на показатели извлечения руды и эффективность КСР 32

2.2 Систематизация и конструирование технически рациональных вариантов КСР

2.2.1 Систематизация технически рациональных вариантов КСР 36

2.2.2 Конструирование технически рациональных вариантов КСР 38

2.3 Разработка методики определения потерь и разубоживания руды при КСР 50

2.3.1 Основные положения расчета показателей извлечения руды, обоснование выемочной единицы 50

2.3.2 Методика расчета потерь и разубоживания при КСР

2.4 Исследование показателей извлечения руды в зависимости от мощности и угла падения рудного тела 69

2.5 Выбор вариантов КСР, обеспечивающих кардинальное снижение потерь 79

Выводы по главе 2 83

ГЛАВА 3 Экономико-математическое моделирование комбинированной системы разработки наклонного месторождения кварца 85

3.1 Разработка методики оценки и выбора оптимального варианта КСР 85

3.2 Моделирование и определение оптимального варианта КСР в зависимости от горно-геологических, технологических и конструктивных факторов 103

3.2.1 Исследование влияния мощности и угла падения рудного тела на эксплуатационные затраты при добыче и обогащении руды 105

3.2.2 Исследование влияния мощности и угла падения рудного тела на извлекаемую ценность и прибыль. Определение оптимального варианта КСР 113

3.2.3 Исследование влияния ширины камеры на ТЭП 117

3.3 Установление оптимальных параметров и конструкции варианта КСР для проведения экспериментальных исследований 121

Выводы по главе 3 122

ГЛАВА 4 Экспериментальные исследования и технико экономическая оценка технологии 124

4.1 Экспериментальные исследования КСР на Кыштымском подземном руднике 124

4.2 Задачи и методика экспериментальных исследований ... 126

4.3 Технико-экономическая оценка и область применения разработанной технологии 128

Выводы по главе 4 132

Заключение 133

Список литературы

Введение к работе

Актуальность темы исследования и степень ее разработанности

Современный этап развития российской горнодобывающей

промышленности характеризуется необходимостью повышения эффективности производства, в том числе за счет совершенствования систем подземной разработки и улучшения показателей извлечения при добыче полезных ископаемых. Остро стоит вопрос снижения потерь в недрах при освоении жилы № 175 Кыштымского месторождения высокоценного кварца, являющегося практически единственным стабильным источником сырья для инновационных отраслей экономики. Применяемая камерная система разработки с оставлением ленточных целиков в недрах обеспечивает уровень потерь только в 28 %, что является неприемлемым.

Наклонное падение жилы (20 – 40) в сочетании со средней мощностью (5 – 20м) ограничивает возможность применения высокоэффективных систем разработки. Анализ показал, что возможность совершенствования камерной системы ограничена из-за высоких потерь руды в целиках (междукамерных, междуэтажных) и на днище камеры, большого удельного объема подготовительно-нарезных выработок, необходимости формирования рудо-выпускных выработок в породах лежачего бока. Системам с обрушением руды и вмещающих пород, кроме этого, свойственно большое разубоживание. Применение систем разработки с твердеющей закладкой не обеспечивает требования обогащения по химическим примесям из-за неизбежного попадания цемента в жильную массу, что резко снижает качество товарного кварца. Решение задачи видится в изыскании технологии, направленной на минимизацию приведенных выше недостатков, в первую - очередь на снижение потерь на основе комбинирования систем разработки различных классов.

Следовательно, обоснование комбинированной системы разработки, обеспечивающей повышение эффективности подземной технологии и кардинальное (в 2 раза) снижение потерь высокоценного кварца в недрах, является актуальной научно-практической задачей.

Целью работы является обоснование конструкции и параметров комбинированной системы разработки наклонного месторождения средней мощности, обеспечивающей повышение эффективности подземной технологии и снижение потерь высокоценного кварца в недрах.

Идея работы заключается в том, что кардинальное (в 2 раза) снижение потерь высокоценного кварца в недрах обеспечивается комбинацией камерной системы разработки основных запасов блока с расположением камер по простиранию залежи и системы подэтажного обрушения междукамерных целиков трапециевидной формы с выпуском руды через днище камеры.

Объектом исследований является комбинированная система разработки наклонных залежей высокоценного кварца средней мощности, предметом – ее оптимальные конструкция и параметры.

Задачи исследований:

– анализ и обобщение теории и практики подземной разработки наклонных рудных тел средней мощности;

– установление факторов, влияющих на показатели эффективности и извлечения руды при отработке наклонных рудных тел средней мощности;

– систематизация и конструирование вариантов комбинированной системы разработки, обеспечивающих кардинальное снижение потерь кварца в недрах;

– разработка методики определения потерь и разубоживания руды при комбинированной системе разработки наклонных залежей средней мощности;

– экономико-математическое моделирование и выбор оптимального варианта комбинированной системы разработки;

– экспериментальные исследования рекомендованного варианта системы разработки в натурных условиях Кыштымского рудника.

Методология и методы исследования. В работе использован
комплексный метод исследований, включающий анализ и обобщение теории и
опыта отработки наклонных рудных тел, экономико-математическое
моделирование вариантов и оптимизацию параметров технологии, метод
функционально-факторной регрессии при аппроксимации установленных
зависимостей показателей извлечения, технико-экономический анализ

результатов экспериментальных исследований.

Положения, выносимые на защиту:

1. Снижение потерь в 1,7 – 2,6 раза при разработке наклонных залежей средней мощности достигается применением комбинированной системы за счет расположения камер по простиранию залежи, формированиям междукамерного целика трапециевидной формы, его обрушения и выпуска руды под консолью висячего бока и обрушенными породами смежного блока через днище камеры.

2.Эффективностьвариантовкомбинированной системы разработки

наклонных рудных тел высокоценного кварца зависит от их мощности, характеризуемой экспоненциальной функцией с длиной релаксации от 4,1 до 4,4 м, и практически не зависит от угла падения.

3. Прибыль по комбинированной системе разработки, отнесенная на 1 т балансовых запасов, растет с увеличением ширины камеры за счет повышения показателей извлечения и снижения удельных эксплуатационных затрат на подготовительно-нарезные работы при их увеличении на очистную выемку вследствие роста объема породного днища.

Научная новизна:

– систематизированы варианты комбинированной системы разработки наклонных залежей средней мощности по управляемым факторам, в наибольшей степени влияющим на показатели извлечения руды, форме, условию и способу отработки междукамерного целика, определяемым, соответственно, устойчивостью пород висячего бока, порядком погашения выработанного пространства камеры, методом отбойки и способом выпуска руды;

– разработана методика определения показателей извлечения при комбинированной системе разработки наклонных залежей средней мощности, отличающаяся учетом характера выпуска руды междукамерного целика под консолью висячего бока и затекающими из смежного блока обрушенными породами;

– установлены зависимости показателей извлечения и эффективности
комбинированной системы разработки от мощности и угла падения рудного
тела и от ширины камеры, изменяемых в диапазоне 4 – 20м, 20 – 40 и 18 – 26м,
соответственно, позволившие определить оптимальность варианта

сформированием междукамерного целика трапециевидной формы, его массовым обрушением и выпуском руды под породной консолью через днище камеры.

Практическое значение работы состоит в конструировании вариантов
комбинированной системы разработки наклонных залежей средней мощности,
различающихся формой, условиями и способом отработки междукамерных
целиков, обеспечивающих кардинальное снижение потерь кварца в недрах, что
подтверждено результатами экспериментальных исследований

рекомендованного варианта в подэтаже 346/324м Кыштымского рудника.

Степень достоверности результатов высокая и подтверждается
применением апробированных методов исследований, надежностью и
представительностью исходных данных, оценкой установленных зависимостей
методами математической статистики, хорошей сходимостью результатов
экономико-математического моделирования, проектирования и

экспериментальных исследований.

Апробация работы. Основные положения диссертации докладывались и обсуждались на XX – XXIV международных научных симпозиумах «Неделя горняка» (Москва, 2012 – 16 гг.), Vи VII международных научно-технических конференций «Комбинированная геотехнология» (Магнитогорск, 2011, 2015 гг.), IX – XIV Уральских горнопромышленных декадах (Екатеринбург, 2011 – 16 гг.), V – X Всероссийских молодежных научно-практических конференциях «Проблемы недропользования» (Екатеринбург, 2011 – 16 гг.), ученых советах ИГД УрО РАН, технических советах Кыштымского ГОКа.

Реализация работы. Результаты исследований использованы при разработке проектной документации «Обоснование подземной геотехнологии освоения запасов нижних горизонтов 316/216 м Кыштымского рудника КГОКа» (ИГД УрО РАН, 2014 г.), «Разработка Кыштымского месторождения гранулированного кварца. Подземная отработка жилы № 175 в этаже 346/316 м» (ИГД УрО РАН, 2015 г.), «Техническое перевооружение процесса очистной выемки МЭЦ гор. 346 м при подземной отработке жилы №175 Кыштымского месторождения в этаже 346/316м» (ИГД УрО РАН, 2016 г.), составлении локальных проектов ОАО «КГОК».

Личный вклад автора состоит в разработке методики определения
показателей извлечения при комбинированной системе разработки наклонных
рудных тел средней мощности, систематизации, конструировании и экономико-
математическом моделировании вариантов технологии, получении и технико-
экономическом анализе результатов экспериментальных исследований
разработанной технологии в натурных условиях Кыштымского рудника.

Публикации. Основные положения диссертации опубликованы в 12 статьях, в том числе в 6 научных журналах, рекомендованных ВАК РФ.

Структура и объем работы. Диссертация состоит из введения, 4 глав и заключения, изложенных на 149 страницах машинописного текста, содержит 205 формул, 61 рисунок, 10 таблиц, список литературы из 132 наименований.

Автор выражает глубокую благодарность научному руководителю д.т.н. И.В. Соколову за постоянное внимание и научно-методическую помощь, искреннюю признательность к.т.н. Ю. Г. Антипину за ценные консультации по важнейшим вопросам диссертации, сотрудникам ИГД УрО РАН и ОАО «Кыштымский ГОК» за полезные советы при проведении исследований.

Научные исследования проведены при финансовой поддержке государства
в лице Минобрнауки России в рамках проекта «Создание комплексной
инновационной геотехнологии подземной добычи и переработки

высокоценного кварца, обеспечивающей кардинальное снижение потерь и повышение выхода высокочистых кварцевых концентратов» (уникальный идентификатор проекта RFMEF160714X0026).

Анализ теории и практики разработки наклонных рудных тел средней мощности

Кыштымское месторождение является единственным в России крупным эксплуатируемым месторождением гранулированного кварца. Расположено оно в Кыштымском районе Челябинской области и приурочено к восточному крылу Кизильской антиклинали и протягивается в виде узкой полосы от озера Большой Агордяш на юге до г. Шарабрина на севере [1]. Общая протяженность месторождения в субмеридиональном направлении составляет 15 км при ширине 1-3 км. Месторождение представляет собой крупное скопление кварцевых жил, приуроченных к толще метаморфических пород, прослеживающихся узкой полосой вдоль восточного контакта уфалейского гнейсово-магматитового комплекса.

Самой крупной жилой месторождения, содержащей 90% разведанных и утвержденных в ГКЗ СССР запасов кварца, является жила №175 [2]. Располагается она на западном склоне горы Острая в пределах слюдяногорской подсвиты уфалейской свиты верхнего протерозоя. Жила имеет плитовидную форму и залегает согласно с вмещающими магматизированными биотит-амфиболовыми гнейсами. Элементы залегания: азимут падения 130-150 с углом 22-45. Мощность от 0,7 до 16 метров, длина по простиранию 320 метров, протяженность по падению 270 м.

Вмещающие породы представлены биотит-амфиболовыми гнейсами, гранито-гнейсами, пегматитами. Со стороны лежачего бока жилы наблюдается зона интенсивной бластомилонитизации, представленная перемятыми биотитовыми сланцами с бузинами кварц-полевошпатовых пород магматизированных гранито-гнейсов. Мощность зоны достигает 1,5 м, составляя в среднем 1,0 м. В висячем боку жилы наблюдается аналогичная зона бластомилонитов мощностью 0,3-0,5 м. Контакты с гнейсами резкие, в целом прямолинейные, в местах раздува жилы могут быть слабоизвилистые.

Жила сложена гранулированным кварцем мелкозернистой гранобластовой структуры с размером зерен 1-2 мм. Средний минеральный состав жильной массы по данным геологоразведочных работ: кварц – 95%, минеральные примеси – 5%. Последние представлены скоплениями крупнозернистого амфибола и биотита размером 5-50 см, прожилками гнейсо-гранита и пегматита мощностью 0,05-2,0 м, линзами карбонат-плагиоклазового и карбонатного состава мощностью 0,05-0,5 м.

В соответствии с ТУ 5726-002-11496665-97 [3] светопропускание кварцевых зерен должно быть не менее 80%. Количественное содержание минеральных примесей в кварце допускается не более 4%, что накладывает жесткие по качеству требования на выбор технологии добычи. Физико-механические свойства кварца и вмещающих пород показаны в таблице 1.1.

В техническом проекте, выполненном институтом «Гипрониметаллоруд» в 1983 г., принята система разработки горизонтальными слоями сверху вниз с закладкой выработанного пространства твердеющей смесью. Показатели извлечения: потери 5%, разубоживание 5%. Однако, проведенные Кыштымским ГОКом исследования выявили, что даже незначительное количество цемента в разубоживающей массе резко снижает качество обогащения и не позволяет достичь стандарта предприятия по химическим примесям. По данным причинам система разработки горизонтальными слоями с закладкой не применялась.

В настоящее время закончена опытно-промышленная отработка подэтажа 366/346 м камерно-целиковой системой разработки (КЦСР) с оставлением регулярных целиков по падению (рис. 1.2), взрыводоставкой руды и последующей зачисткой лежачего бока скреперной лебедкой (базовый вариант). Главной причиной принятия данной технологии была необходимость быстрого ввода Кыштымского рудника в эксплуатацию с наименьшими капитальными затратами в кризисный период конца 90-х годов. При низкой себестоимости данная технология имеет следующие недостатки: высокие эксплуатационные потери кварца 27,9% (в ленточных целиках и на почве камеры); скреперный способ зачистки почвы камеры является технически сложным и недостаточно эффективным для полной зачистки лежачего бока по всей ширине камеры [5].

Систематизация технически рациональных вариантов КСР

Принимая во внимание многообразие технически рациональных вариантов КСР, с целью изыскания, конструирования, сравнительной оценки и выбора наиболее эффективных (оптимальных) требуется их систематизация. Научно обоснованная систематизация, как теоретическая основа, должна отражать современное состояние и перспективы развития объекта [79], в данном случае – КСР, характеризующейся комбинацией камерной системы разработки основных запасов и системы подэтажного обрушения МКЦ.

В качестве признаков систематизации с точки зрения снижения потерь кварца в недрах целесообразно принять управляемые при изыскании и конструировании вариантов КСР горно-геологические, конструктивные и технологические факторы (см. табл. 2.1). При разделении вариантов на классы в качестве основного признака принят конструктивный фактор – форма МКЦ, определяемая устойчивостью пород висячего бока. При разделении на группы принят технологический фактор – условие отработки МКЦ (под консолью, под обрушенными породами), определяемое порядком погашения выработанного пространства камеры (до или после выемки МКЦ). Существенным обстоятельством при отработке под обрушенными породами является также способ погашения выработанного пространства камеры (принудительным или самообрушением пород висячего бока), который принят в качестве признака при разделении на подгруппы. При разделении на варианты принят технологический фактор – способ отработки МКЦ, определяемый методом отбойки (массовая, послойная) и способом выпуска (площадной, торцовый, комбинированный) руды. При этом технология отработки камер традиционна и тривиальна, поэтому в систематизации не характеризуется.

Систематизация вариантов КСР наклонного месторождения средней мощности с их полной характеристикой представлена в таблице 2.2. Технически рациональные варианты пронумерованы в сквозном порядке (1-7 КСР).

А Прямоугольный А.I.1 (1 КСР) Вариант с отработкой камеры и выемкой МКЦ прямоугольной формы под породной консолью висячего бока путем массового обрушения и площадного выпуска руды А.I.2 (3 КСР) Вариант с отработкой камеры и выемкой МКЦ прямоугольной формы под породной консолью висячего бока путем массового обрушения и комбинированного выпуска руды А.IIа.3 Вариант с отработкой камеры и выемкой МКЦ прямоугольной формы под принудительно обрушенными породами висячего бока путем послойной отбойки в зажатой среде и торцового выпуска руды А.IIб.1 (6 КСР) Вариант с отработкой камеры и выемкой МКЦ прямоугольной формы под самообрушенными породами висячего бока путем массового обрушения и площадного выпуска руды А.IIб.2 (6 КСР) Вариант с отработкой камеры и выемкой МКЦ прямоугольной формы под самообрушенными породами висячего бока путем массового обрушения и комбинированного выпуска руды

Б Трапециевидный Б.I.1 (2 КСР) Вариант с отработкой камеры и выемкой МКЦ трапециевидной формы под породной консолью висячего бока путем массового обрушения и площадного выпуска руды Б.I.2 (4 КСР) Вариант с отработкой камеры и выемкой МКЦ трапециевидной формы под породной консолью висячего бока путем массового обрушения и комбинированного выпуска руды Б.IIа.3 (5 КСР) Вариант с отработкой камеры и выемкой МКЦ трапециевидной формы под принудительно обрушенными породами висячего бока путем послойной отбойки в зажатой среде и торцового выпуска руды Б.IIб.1 Вариант с отработкой камеры и выемкой МКЦ трапециевидной формы под самообрушенными породами висячего бока путем массового обрушения и площадного выпуска руды Б.IIб.2 Вариант с отработкой камеры и выемкой МКЦ трапециевидной формы под самообрушенными породами висячего бока путем массового обрушения и комбинированного выпуска руды вариант не рационален из-за невозможности полного выпуска руды МКЦ вариант не рационален из-за невозможности обеспечить устойчивость кровли камеры Таким образом, разработанная систематизация учитывает наиболее важные факторы и значимые условия отработки, которые оказывают влияние на полноту и качество выемки, позволяет объективно изыскивать и конструировать рациональные варианты КСР наклонных рудных тел средней мощности [129].

При конструировании вариантов исходили из следующих положений и условий: - средняя мощность рудного тела mср. = 12 м и средний угол падения рудного тела р.т. = 30; - минимально устойчивая по геомеханическим условиям ширина прямоугольного МКЦ – 8м, трапециевидного МКЦ – 2м (по верху) и 8м (по низу); - ширина камеры – 20м (при прямоугольном МКЦ), 26м (при МКЦ трапециевидной формы); - обеспечение наибольшей полноты извлечения балансовых запасов блока; - применение современного СО [80,81], при этом сечения ПНВ должны обеспечивать безопасное ведение очистных и проходческих работ [82,83]; - расположение выработок горизонта выпуска и доставки в лежачем боку рудного тела с целью минимизации эксплуатационных потерь руды [48]; - схема подготовки и нарезки очистного блока должна обеспечивать проветривание очистных работ за счет общешахтной депрессии, безопасную и эффективную выемку запасов камеры и МКЦ, наиболее высокий уровень полноты извлечения руды [131]; - схема выпуска должна обеспечивать минимальные потери отбитой руды в камере и МКЦ; - ширина очистного блока, равная сумме наклонной ширины камеры (14-20м) и прямоугольного МКЦ (8 м) изменяется в диапазоне 22-28 м; длина камеры и МКЦ равна длине рудного тела по простиранию – 100м.

Все варианты КСР предусматривают разделение этажа по падению рудного тела на подэтажи, а подэтажа по простиранию – на очистные блоки, состоящие из очистной камеры и МКЦ. Блок отрабатывается в две стадии: на первой вынимаются камерные запасы, на второй – МКЦ. Технология выемки камерных запасов всех сконструированных вариантов одинакова. Первоначально формируется отрезная щель, далее рудный массив камеры отбивается на открытое пространство вертикальными слоями восходящих вееров скважин, пробуренных из траншейного и бурового штрека. Применяется площадной выпуск отбитой руды через траншейное днище из погрузочных заездов, пройденных через 11м, ширина целика между ними 7,3м. Траншейное днище располагается в породах лежачего бока и оформляется в виде рудовыпускной траншеи с углом наклона откосов 50 в процессе одновременной отбойки руды и породы. Порода из нижней части отбитого слоя выпускается в первую очередь отдельно от руды. Породные гребни, остающиеся на дне траншеи между погрузочными заездами, уменьшают потери отбитой руды в днище камеры.

Сконструированные варианты КСР предусматривают одинаковые проходческие и очистные комплексы СО: - на бурении шпуров при проходке бурильная установка Sandvik DD 210 V; - на бурении скважин, в том числе для проходки отрезных восстающих буровой станок Sandvik DL 310; - на транспортировании руды, доставке материалов и оборудования ПДМ Atlas Copco ST 3.5 грузоподъемностью 6 т.

На основании данных положений сконструировано 7 вариантов КСР.

Вариант 1 КСР с отработкой камеры и выемкой МКЦ прямоугольной формы под породной консолью висячего бока путем массового обрушения и площадного выпуска руды (рис. 2.1). Наклонная ширина очистной камеры 14-20 м и МКЦ – 8 м. Подготовка блока включает проведение следующих ПНВ: заезд на подэтаж из наклонного съезда; полевой доставочный штрек; сбойки с фланговыми ВХВ; траншейный штрек; погрузочные заезды; отрезные заходки для обуривания отрезной щели; отрезной восстающий; буровые заходки для обуривания МКЦ; орты и буровые ниши для обуривания пород висячего бока

Моделирование и определение оптимального варианта КСР в зависимости от горно-геологических, технологических и конструктивных факторов

Расчет показателей извлечения должен вестись на основе выделения на месторождении элементарной выемочной единицы [87]. В соответствии со схемой вскрытия рудное тело по вертикали разделяется на этажи высотой 30-50 м, этажи – на подэтажи высотой 8-13 м в зависимости от угла падения рудного тела и ширины камер. Тогда за выемочную единицу целесообразно принять добычной блок – участок месторождения с относительно однородными горногеологическими условиями, по которому можно вести достоверный учет движения балансовых запасов, разрабатываемый одной КСР, включающей одну камеру и один МКЦ.

Длина блока равна длине залежи по простиранию, высота определяется мощностью и углом падения рудного тела, ширина определяется геомеханическими условиями (зависит от устойчивости руд и вмещающих пород). Запасы камеры отбиваются и выпускаются через площадное днище из открытого выработанного пространства. В зависимости от варианта технологии взрывание МКЦ производится на отработанную камеру либо в зажатой среде. При отработке под породной консолью выпуск руды МКЦ производится через днище камеры, причем, основная часть из открытого выработанного пространства, меньшая часть - под обрушенными породами, затекающими из выработанного пространства погашенного вышележащего блока. При отработке МКЦ в зажатой среде, образованной в результате погашения выработанного пространства камеры породой висячего бока - через специально подготовленное днище для торцового выпуска.

Некоторые виды потерь и разубоживания связаны между собой, т. е. увеличение потерь ведет к снижению разубоживания и наоборот. Задачей экономической оценки является определение экономически оптимального соотношения потерь и разубоживания применительно к условиям Кыштымского рудника. Экономическим критерием оценки такого оптимального сочетания в соответствии с ТМУ и отраслевой инструкцией [85] принята прибыль на 1 т погашенных балансовых запасов. Видами потерь, которые должны определяться экономическим расчетом, являются потери на границах рудных тел с пустыми породами, и потери в очистном пространстве от неполноты выпуска руды под затекающими пустыми породами.

В соответствии с п. 1.3.9 [85] расчет данного вида потерь и разубоживания производится с использованием коэффициента \х, характеризующего оптимальное весовое соотношение между объемом потерянной руды и объемом примешиваемых пород. \х определяется по соотношению затрат на добычу и обогащение разубоживающих пород и недоизвлеченной за счет потерь прибыли (2.1) где С1 - затраты на добычу и обогащение примешиваемых пород, принятые равными себестоимости добычи и обогащения 1 т добытой жильной массы (Сдоб). Себестоимость 1 т добытой жильной массы Сдоб = 9500 руб./т. – выход товарного гранулированного кварца. На Кыштымском руднике составляет 48% от добытой жильной массы. Z – цена товарного кварца, 70000 руб./т.

Величина коэффициента ц=0,4 показывает, что экономически оптимально допускать потери руды весом 0,4 т на 1 т примешиваемых пустых пород.

Потери и разубоживание при добыче включают: потери и разубоживание при проведении ПНВ; потери и разубоживание на контактах рудного тела с породой при оконтуривании камер и целиков; потери неотбитой руды, образующиеся в угловых целиках по длине, ширине и высоте камер и целиков; потери отбитой руды на днище камеры; разубоживание от прирезки пород лежачего бока в камере; потери и разубоживание при выпуске руды МКЦ под обрушенными (при отработке между погашенными камерами) или затекающими из смежного блока (при отработке под консолью) обрушенными породами; потери и разубоживание при торцовом выпуске руды под обрушенными породами. Условные обозначения, принятые в методике приведены в таблице 2.3. Плотность руды и вмещающих пород на Кыштымском месторождении фактически равные (см. табл. 1.1), поэтому в методике не учитываются. В общем виде потери и разубоживание по блоку определяются из выражений р, %. (2.2) ZZP//o- (2-3) При обосновании показателей извлечения для камерной системы разработки и системы разработки ПО использованы положения нормативной [84-86] и методической (рекомендации по нормированию потерь и разубоживанияQ

Задачи и методика экспериментальных исследований

Анализ целевой функции (3.2) и разработанной методики (3.3-3.75) показывает, что добиться максимума прибыли Прi можно изменяя конструктивные (ширину, высоту, длину камер и МКЦ) и технологические (высота подэтажа, ширина рудовыпускной траншеи, расстояние между погрузочными заездами, ширина и высота ПНВ и др.) параметры КСР. Причем многие из них обусловлены горно-геологическими факторами – мощностью m и углом падения рудного тела. Известно, что наиболее значимым конструктивным параметром камерной системы разработки, влияющим на эффективность технологии [121, 122], является ширина камеры Вк в отличие от ее длины и высоты. При КСР именно ширина камеры является аргументом для определения производных от нее конструктивных и технологических параметров (ширина блока, ширина МКЦ по низу, высота подэтажа, ширина рудовыпускной траншеи и др.). При этом пошаговое изменение m и , Вк приводит к изменению показателей извлечения руды Пi и Рi, соответственно, извлекаемой ценности Цi, удельных эксплуатационных затрат Сi и прибыли Прi по рассматриваемому варианту КСР. Значит, существуют оптимальные значения Вк, Пi и Рi , которые соответствуют максимуму целевой функции Прi. Прочие горно-геологические, конструктивные и технологические параметры при этом фиксируются, поскольку не являются предметом исследования.

Инструмент экономико-математического моделирования (ЭММ) позволяет имитировать процесс отработки блока, согласовать функционирование отдельных технологических процессов и прогнозировать ТЭП различных вариантов КСР. Оптимальными можно считать конструктивные и технологические параметры КСР соответствующие оптимальному варианту КСР по критерию Пр [123,124].

Из теории линейного программирования известно, что целевая функция достигает своего максимума в крайних точках многоугольника допустимых планов [125]. Для отыскания нужных точек необходимо определить координаты всех вершин многоугольника и с помощью подстановки полученных координат в (3.2, 3.75) выбирать оптимальный план, соответствующий максимуму Прi. В нашем случае координатами вершин многоугольника допустимых планов будут являться значения Цi, Сi, Вк, Пi и Рi при каждом фиксированном значении m и , определённые для каждого варианта КСР.

Величину Прi. можно считать условной, т.к. в модели не учитываются прямые затраты на такие процессы как крепление, доставка материалов, водоотлив, затраты вспомогательных цехов, общерудничные и общекомбинатские расходы, цена на предконцентрат также является условной.

На основе разработанной методики (3.1-3.75), в пакете прикладной программы Microsoft Excel составлена расчетная программа для ПЭВМ. Совокупность методики и компьютерной программы представляет собой экономико-математическую модель КСР наклонного месторождения кварца средней мощности, позволяющую определить ТЭП и выбрать оптимальный вариант КСР по критерию максимальной прибыли. Адекватность модели установлена путем сопоставления моделируемого показателя себестоимости добычи по камерно-целиковой системе разработки, равному 1248 руб./т, объекту моделирования – 1186 руб./т (по данным КГОКа при отработке подэтажа 366/346 м). Полученная разница в 5,2 % позволила признать модель адекватной рассматриваемой технологии.

Исходными данными для ЭММ вариантов 2, 4 и 5 КСР являются физико-механические свойства кварца (разд. 1.1), конструктивные и технологические параметры (разд. 2.2), установленные потери и разубоживание руды (разд. 2.4). Ограничениями ЭММ по горно-геологическим условиям являются: - нижний уровень m=4м, верхний уровень m=20м, шаг изменения - 4м; - нижний уровень =20, верхний уровень =40, шаг изменения - 5. Ограничениями ЭММ по конструктивным условиям являются: - минимально устойчивая по геомеханическим условиям ширина прямоугольного МКЦ – 8м, трапециевидного МКЦ – 2м (по верху) и 8м (по низу); - максимальная ширина камеры – 26м, минимальная 18м, шаг изменения 2м. Ограничениями ЭММ по технологическим условиям являются: - расстояние между погрузочными заездами – определяется минимально устойчивой шириной целика между ними 7,3м; - ширина и высота ПНВ – определяется габаритами оборудования. При расчете параметров и показателей БВР принято: диаметр скважин – 65мм и 105 мм; плотность заряжания – 1150 кг/м3; коэффициент сближения скважин диаметром 105мм – 1, диаметром 65мм при отбойке МКЦ и камеры, соответственно, – 1,1 и 1,2; коэффициент заполнения скважин при веерном и параллельном расположении – 0,75 и 0,9, соответственно.

При расчете параметров и показателей выпуска и транспортирования руды принято расстояние транспортирования 660м и емкость ковша ПДМ 3,1м3.

Цена 1т предконцентрата и себестоимость предобогащения 1т добытой руды приняты 3500 руб./т и 59,42 руб./т, соответственно.

В процессе ЭММ исследовано влияние m и в рассмотренном диапазоне на себестоимость технологических процессов в вариантах 2, 4 и 5 КСР. Анализ изменения удельных эксплуатационных затрат на проходку ПНВ, отнесенных на 1т погашаемых балансовых запасов блока, показывает (рис. 3.1): - во всех вариантах КСР с увеличением m себестоимость проходки снижается, а – повышается. Степень влияния m значительно выше, чем : так при увеличении m (при среднем = 30) себестоимость проходки снижается в 4,9 раза, а при увеличении (при средней m = 12 м) – увеличивается лишь в 1,1 раза; - себестоимость проходки (при средних m = 12 м и = 30) составляет для варианта 2 КСР 284,61 руб./т, для варианта 4 КСР – 285,86 руб./т и для варианта 5 КСР – 297,58 руб./т. Удельные эксплуатационные затраты на проходку ПНВ в блоке при варианте 2 КСР ниже на 1,25 руб./т (0,5%) и 12,97 руб./т (4,4%), чем при вариантах 4 и 5 КСР, соответственно.